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الجمهـوريـــة الجزائريــة الـديمقراطيـة الـشعبيــة وزارة التعليم العالي والبحث العلمي

UNIVERSITE LARBI TEBSSI –TEBESSA-

Faculté des Sciences et de la Technologie

Département de Génie des Mines

العربي التبسي تبسةجامعة تكنولوجيا ال وعلومالكلية المناجم هندسةقسم

MEMOIRE

Présenté en vue de l'obtention du diplôme de Master

Filière : Génie minier

Option : Minéralurgie

Par ABDELOUAFI Besma Amani

RECHACHI Soumia

Devant le jury :

AOUATI M. Salim Président

KRIM Mansour Encadreur

LARABA Mohamed Examinateur

Promotion 2015-2016

Caractérisation et choix d’une méthode de

traitement de minerai de fer sidéritique de

l’Ouenza- Tébessa

REMERCIEMENTS………………………………………………………………........... I

PROBLEMATIQUE……………………………………………………………………... II

RESUME……………………………………………………………………………........ III

INTRODUCTION GENERAL………………………………………………………..... IV

Page

I.1.PRODUCTION DU MINERAI DE FER…………………………………………... 1

I.1.1.Dans le monde……………………………………………………………………. 1

A. Généralités…………………………………………………………………………... 1

B. Développement de sidérurgie……………………………………………………….. 1

I.1.2.Dans le monde arabe……………………………………………………………… 6

I.1.3.En Algérie………………………………………………………………………… 8

I.2.UTILISATION DU FER DANS LE MONDE……………………………………. 12

I.2.1 Dans la construction………………………………………………………………. 12

I.2.2 Dans l’automobile……………………………………………………………….... 12

I.3. LA SIDERURGIE DE DEMAIN.............................................................................. 12

I.4. MARCHÉ DU MINERAI DE FER........................................................................... 13

I.4.1.PRIX........................................................................................................................ 13

CHAPITRE I : L’évolution de la production du minerai de fer

II.1. HISTORIQUE DE LA REGION.............................................................................. 15

II.1.1.Importance de la Mine............................................................................................. 15

II.2.GEOLOGIE DE LA REGION DU DJEBEL OUUENZA....................................... 16

II.2.1. Minéralisation......................................................................................................... 16

II.2.2. Hydrologie et Hydrogéologie................................................................................. 17

II.2.3. Caractéristique particulière du gisement................................................................ 18

II.3. APERCU GEOLOGIQUE SUR LES QUARTIERS DE LA MINE DE

L’OUENZA..........................................................................................................................

18

II.3.1. Traitement du minerai........................................................................................... 20

II.3.2. Développement................................................................................................... 20

II.4. METHODES D’EXPLOITATION........................................................................... 25

II.4.1. le traitement mécanique...................................................................................... 28

III.1. METHODOLOGIE DE LA MINERALURGIE................................................... 31

III.1.1. PROCEDES DE SEPARATION......................................................................... 32

III.1.1.1. libération et classement................................................................................. 32

III.1.2.PRINCIPE DU GRILLAGE................................................................................. 33

III.1.3. SEPARATION MAGNETIQUE......................................................................... 34

III.1.3.1. Traitement du minerai monde....................................................................... 36

III.1.3.2.Traitement par voie sèche du minerai de la Mourier (France) ...................... 37

III.1.3.3.Traitement par voie humide........................................................................... 39

III.2.TRAITEMENT DES MINERAIS DE FER............................................................ 45

III.2.1. Enrichissement des minerais hématite brune....................................................... 45

CHAPITREII : Bref aperçu géographique et géologique de la mine d’Ouenza.

CHAPITRE III traitement et Caractérisation du minerai de fer d’Ouenza

D’OUENZA

III.2.2. Enrichissement des minerais de fer des quartzites oxydés................................... 45

III.2.3. Enrichissement du minerai de magnétite............................................................. 45

III.2.4. Flottation d’un minerai oxydé de fer.................................................................... 46

III.3. L'ECHANTILLONNAGE....................................................................................... 51

III.3.1. Prélèvement des échantillons............................................................................... 51

III.3.2. Préparation des échantillons................................................................................. 51

III.3.3. Analyse calorimétrique (Dosage du fer)............................................................. 52

III.3.3.1. Prise des échantillons...................................................................................... 52

III.3.3.2. préparation des échantillons aux analyses....................................................... 52

III.3.3.3. l’analyse.......................................................................................................... 53

III.4. ÉTUDE DES PROPRIETES DES CONSTITUANTS DU MINERAI................ 55

III.4.1.Dureté.................................................................................................................... 55

III .4.2.Densité................................................................................................................. 55

III.4.3.Conductibilité électrique....................................................................................... 56

III.4.4.Susceptibilité magnétique..................................................................................... 56

III.4.5.Flottabilité ........................................................................................................... 58

IV.1.Schéma de préparation mécanique proposé......................................................... 60

IV.2. Partie calcul............................................................................................................. 61

IV.2.1.Calcul du schéma de concassage et de broyage et choix des équipements

(Calcul préalable)...............................................................................................................

61

IV.2.2.Calcul final du schéma de concassage et choix des équipements...................... 64

IV.2.3.Calcul du Criblage.............................................................................................. 75

CHAPITRE IV : Schéma proposé pour l’enrichissement du minerai de fer

IV.3. Calcul du schéma de broyage et choix des équipements...................................... 76

IV.4.CALCUL DES CLASSIFICATEURS................................................................... 79

IV.5.ANALYSE GRANULOMETRIQUE.................................................................... 81

IV.5.1. Description de l'essai......................................................................................... 81

IV.5.2. Expression des résultats de la courbe granulométrique..................................... 82

IV.6.GRILLAGE............................................................................................................... 84

IV.6.1. Donnée de base et appareils................................................................................ 84

IV.6.2.Calcul et présentation des résultats...................................................................... 85

IV.7. calcul du schéma de traitement.............................................................................. 86

IV.7.1.Calcule des rendements....................................................................................... 86

IV.7.2.Calcul de degré d’extraction............................................................................... 87

IV.7.3. Calcule de la productivité de chaque produit..................................................... 87

IV.7.4. Calcul des poids du fer dans chaque produit ..................................................... 88

CONCLUSION GENERAL.............................................................................................. 91

REFERENCE BIBOGRAPHIE......................................................................................... 92

LISTE DES TABLEAUX................................................................................................. 94

LISTE DES FIGURE......................................................................................................... 96

LISTE DES GRAPHE ...................................................................................................... 98

Remerciements

En préambule à ce mémoire, qui est un aboutissement à de longues et

fastidieuses années d’études universitaire, je remercie DIEU le tout

puissant de m’avoir aidé et fourni le courage nécessaire, qui m’ont

permis de surmonter les difficultés durant ce parcours universitaire

De nombreuses personnes ont contribué scientifiquement

intellectuellement Ou techniquement à la réduction de ce mémoire.

Que toutes les personnes qui ont participé à ce projet de prés ou de

loin en soient pleinement remerciées.

Nous exprimons notre grande reconnaissance et mes vifs

remerciements à mon promoteur Mr KRIM Mansour pour la

confiance qu’il nous témoigné en nous dirigé tout au long de ce projet

sa disponibilité ses encouragements et sa patience qui nous permis de

finaliser ce modeste travail.

Nous remercions très vivement l’ensemble d’enseignant de

département de génie des mines et l’ensemble du personnel de la

bibliothèque de notre université pour l’aide qu’ils nous ont fournie.

Je remercie vont également à tous mes amies et collègues de

promotion 2016 Enfin mes remerciements s’adressent à tous les

membres du jury.

PROBLEMATIQUE

II

PROBLEMATIQUE :

L’industrie métallurgique exige un minerai de fer d’une teneur de 50% et une composition

chimique et granulométrique aussi constante que possible.

Le gisement de l’Ouenza est exploité par la méthode à ciel ouvert, dans chaque type de

gisements il y a trois catégories de teneurs (riche, ordinaire et pauvre), la teneur en minéral

utile (fer) varie brusquement en plus de ça, on constate la diminution des réserves riches en

fer, L’introduction de l’enrichissement du minerai de fer sidéritique pauvre ou riche permet

d’augmenter la durée de vie de la mine en plus de certains avantages qu’on résumera comme

suite :

Augmentation des réserves et possibilité d’utilisation du minerai pauvre.

Amélioration des indices technologiques des produits sidérurgiques.

Réduction des coûts du traitement métallurgique par l’augmentation de la teneur en

composant utile ce qui entraine la diminution de la consommation du combustible, et

de l’énergie et augmente la qualité du produit fini.

Diminution des frais de transport vers les usines sidérurgiques.

Diversification de l’utilisation du minerai de fer dans d’autres secteurs industriels.

L’objectif essentiel de ce travail consiste à élaborer un schéma de traitement du minerai

de fer sidéritique et la mise au point d’une méthode efficace d’enrichissement du minerai

pauvre en fer composé de la sidérose (minerai carbonaté).

RESUME

III

Résumé :

Le gisement de l’Ouenza est le principal fournisseur en minerai de fer hématitique du

complexe sidérurgique d’El Hadjar, par conséquent l’élaboration du l’acier se heurte à

des problèmes techniques liées à la présence des minéraux de sidérose en proportion

importante dans les différents quartiers du gisement de fer, en particulier, Zerga, Ilot,

Chagoura sud . A cet effet un traitement minéralurgique préalable est préconisé pour

remédier aux perturbations techniques d’élaboration métallurgique. La gangue est

représentée essentiellement par la calcite et le quartz.

A travers cette étude (caractérisation et choix d’une méthode de traitement du minerai de fer

sidéritique de l’Ouenza), on suggère un schéma rationnel d’enrichissement de ce minerai.

Dans le cadre de cette recherche des travaux ont été menés pour en solutionner ce problème,

donc il s’agit de cerner et développer les parties suivantes :

Les deux premiers chapitres sont consacrés à la littérature sur le minerai de fer, notamment

celui de la mine de l’Ouenza, ainsi que les conditions géologiques et minières de la région.

Le plan d’échantillonnage, la caractérisation minéralogique et l’étude des propriétés

Physico-mécaniques des constituants de minerai de fer sidéritique sont détaillées au troisième

chapitre.

-dans le dernier chapitre on a proposé un schéma d’enrichissement de minerai de fer

sidéritique.

Après une étude des propriétés physico-mécaniques des constituants du minerai, on

préconise ainsi une séparation du minerai par séparation magnétique à basse intensité

précédé par un grillage magnétisant à 850C°, la séparation prenne d’efficacité avec la

séparation magnétique à basse intensité.

INTRODUCTION GENERALE

IV

INTRODUCTION GENERALE:

L’Algérie vient d’enregistrer un saut particulier dans son parcours économique en

particulier le secteur minier qui vient de connaitre un nouveau souffle de reprise à de

nouvelles ambitions de développement, après avoir vécu une longue période

d’extension. En juillet 2001, l’Etat algérien à pris l’initiative de se libérer du secteur minier

et de l’ouvrir au privé pour lui permettre une meilleur évolution. Depuis l’événement de la

nouvelle loi minière, de nombreux titres miniers ont été attribués, c’est ainsi que les mines

de fer de Ouenza et Boukhadra, sont octroyées à un groupe international étranger

(Arcelor Mittal) leader dans son créneau d’activité.

La forte demande de l’acier sur le marché national et international à entrainé un accroissement

de la production du minerai de fer au niveau des deux uniques mines de fer en vue

de répondre aux besoins du seul complexe sidérurgique du pays, en matière de production et

de qualité.

La mine de l’Ouenza est le principal fournisseur en minerai de fer de la sidérurgie nationale

avec la mine de Boukhadra en second lieu, à l’état actuel, elles ne peuvent pas assurer dans

quelques années à venir la production demandée en matière de qualité. A cet effet la présente

étude tourne autour d’un éventuel enrichissement de minerai fer de la mine de l’Ouenza. On

s’intéresse et particulièrement au minerai de fer sidérose quartier Zerga, Ilot, Chagoura sud,

L’introduction de nouvelles méthodes de valorisation permet d’obtenir des concentrés

répondant aux exigences de plus en plus strictes des consommateurs. L’objectif de

l’enrichissement de minerai de fer sidérose de l’Ouenza (quartiers Zerga, Ilot, Chagoura sud)

est de multiplier les réserves industrielles de substances utiles à partir du minerai sidéritique

riche et pauvre, et en deuxième lieu, contribué au développement de la production de l’acier A

travers cette étude (caractérisation et choix d’une méthode de traitement du minerai fer

sidéritique de l’Ouenza), on suggère un schéma rationnel d’enrichissement de ce minerai.

RESUME

Abstract:

The deposit of ouenza is the main iron ore supplier hematite steel complex of El Hadjar,

therefore the development of the steel is fraught with technical problems related to the presence

of siderite minerals in proportion in the various districts of the iron deposit, in particular, Zerga,

Ilot, Chagoura south. For this purpose a preliminary mineralogical treatment is recommended to

correct technical faults metallurgical development. The gangue is represented mainly by calcite

and quartz.

Through this study (characterization and selection of a method of treatment sidéritique iron ore

Ouenza), it suggests a rational scheme for enriching this ore.

As part of this research work has been done to solve this problem,

So it is to identify and develop the following parts:

-The first two chapters are devoted to the literature on iron ore, including that of mine Ouenza

and the mining and geological conditions of the area.

-The sampling plan, the mineralogical characterization and study of properties

Physico-mechanical sidéritique of iron ore constituents are detailed in the third chapter.

-in the last chapter was proposed ore beneficiation scheme sidéritique iron.

After a study of physico-mechanical properties of the mineral constituents, and advocates a

separation of the low intensity magnetic separation ore preceded by a fence magnetizing to 850C

°, the separation takes efficiency with magnetic separation at low intensity.

CHAPITRE I Evolution de la production du minerai de fer

1

I.1.PRODUCTION DU MINERAI DE FER

I.1.1.Dans le monde :

A. Généralités :

Le fer est l’élément qui a permis l’essardé l’industrie moderne, a lorsque l’on a assisté à

l’évènement de nouvelles formes d’énergie en ce qui concernées produits la civilisation actuelle

en est encore à l’âge du fer dont l’invention au sens des techniques humaines. Pour situer le

niveau de développement d’un pays d’utiliser le critère de consommation d’acier par habitant,

ainsi dans cette échelle en 2000 chaque français consomme 351Kg, et chaque allemand

consomme 540Kg, et un suédois consomme 682Kg.

B. Développement de sidérurgie :

La production mondiale d’acier pratiquement augmenté pour suivre une telle évolution de la

production des minerais marchands est passée durant cette même période (2005 à 2013) de 522

à858.8 millions de tonnes. Si l’on se déplace toujours à l’échelle mondiale, une telle tendance

devrait en s’accélérant dans les prochaines années. Encre qui concerne le minerai de feront

cherchera cette augmentation de production en faisan t’intervenir simultanément teneures et

tonnages traités.

Tableau N°1 : Production mondiale en minerai de fer (MT)

Continents

pays

2011 2012 2013 Fe(%)

Europe

France

Suède

U.r.s.s.

36

12.81

258

35

13.3

261

36

14.1

140

27

47

44

Amérique

u.s.a.

brésil

canada

Venezuela

Chili

37

139.4

17.18

10.81

72.6

39.5

140

19.82

11.10

76.20

42.7

140

19.8

11.9

83

79

77

70

72

69

Afrique

Liberia

22

45.5

45

68


2

Afrique du sud

Mauritanie

22.4

6.2

23.3

6.7

24

6.5

62

65

Asie

Chine

Inde

Corre du nord

72.6

50.7

1.2

76.2

60.3

1.5

83

67.5

1.3

56

61

50

Australie 112.5 113.5 116.32 70

Tableau N°2 : Principaux types de minerai de fer

Minéral

utile

prédomi-

nant

Minéral

Utile

Accessoire

subordonné

Minéraux

de la

gangue

Texture et

dimension

des

constituante

s

Exemples de minerais

Français Afrique Etranger

magnétite

Apatite

quartz

Gros agrég

sud petits

Cristaux

(100µ)

Anjou-

Bretagne

Kiruna (suède)

hématite

Quartz

schistes

petits

Cristaux

(50à100µ)

Aconit-es à

magnétite

Hématite

Sidérose

Reliques

D’oolithes

Gara-

Djebilet

(Couche

Magnétite)


3

Hématite

Quartz

schistes

Agrégats de

Cristaux

(dimension

variées)

Assur

(Ariège)

Sierrateone

(fort

Gouraud)

Inabrités(brésil)

Krivoï-Rog

(ex.u.rss)

A petite

quartz

chlorite

Petits

cristaux

(50à100µ)

Taconites a

hématite

(u.s. A)

Quartz

carbonates

argiles

Oolithes

(0.4à1 mm)

Espérou

(ave mon)

Clinton (u.s. A)

sidérose calcite Cristaux

(dimension

variées)

Canigou

(pyrénéeso

Rientales)

Ouenza

(surface)

Bilbao

(Espagne)(surface)

Hydroxydes

Sidérose

chlorites

Quartz

calcite

Oolithes

(100à400)

Lorraine Northamptonshire

(G.B.R)

argiles Microgram-

me

Croute

Mono gaga

(c.d.ivoire)

Carbonates

(sidérose)

Sidérose

Manganésifè

re hématite

Carbonates

Quartz

sulfures

Gros

Agrégats

Aimhoa

(pyrénées)

Ouenza

(profondes)

Eisenerz

(Autriche)

Sidérose

Manganésifè

re

sulfures Cristaux

(tailles

variées)

Siegerland

chlorites Calcite

schistes

normande


4

Nous remarquons une dépendance plus ont plus croissante des pays développés vis-à-vis les pays

envoie de développement.

Pour les pays de la C.E.E le pourcentage de ces importations a augmenté de 20à64 alors qu’en

même temps la production de minerai baissée proportionnellement grâce aux pays en voie de

développement qui possède de grandes réserves de minerai riches.

Quel déficit en minerai de fer et compensé dans les pays développés. Les importations de la

C.E.E proviennent des pays d’Afrique, de Lamarque Latine, de l’Australie mais dès.2008, le

brésil envie le four masseur principal.

Le Mode d’exploitation ciel ouvert des producteurs de minerai de fer c’est le plus utilisé car les

indices technoéconomiques son de2à4 fois. Meilleures que ceux des mines souterraines.

Durant la dernière décade (décennie) la production du minerai extrait par carrière augmente de

façon régulière dans les polys producteurs (Algérie cana Australie Venezuela, brésil, Mauritanie,

inde, U.S. A etc…). Les exploitations à ciel ouvert assurent dégât presque totalité des productions

en minerai de fer, par croitre les gisements français et suède sont exploités essentiellement par

mines souterraines.


5

Tableau N°3: classements des entreprises minières suivant le mode d’exploitation et la

production annuelle en minerai de fer.

Pays

Nombre

Totale

d’entreprises

Mode d’exploitation Production annuelle

d’une carrière(MT)

carrières

Mines

Combinés

0.1

5-0

.29

0.3

-0.4

9

0.5

-0.9

9

1.0

-2.9

9

>3.0

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

Amérique

du nord

canada 13 11 2 - - - 3

u.s. a 39 35 4 4 4 4 10

Centrale

Mexique 6 - - - - - 6 -

Venezuela 4 - - - - - 2 2

Amérique

du sud

brésil 19 - - 1 - 1 7 10

chili 7 - 1 - - 1 5 2

Australie 12 12 - - - - 1 4 7

Europe

France 29 - 28 1 - - - 1 -

Suède 8 6 1 1 1 1 1 3 2

Afrique

Algérie 4 2 1 1 1 - 1 - 1

Mauritanie 3 3 - - - - - 1 2

R-S-A 8 7 - 1 2 1 - 4 1

Asie

inde 17 17 - - - 3 2 7 5


6

I.1.2.Dans le monde arabe :

Les ressources en minerai de fer sont disponibles dans la majorité des pays arabes mais sont

diversement réparties.

Tonte en quantité qu’en qualité les réserve sont estimées à peu près 13 milliards de tonnes

actuellement cinq pays qui dominent la production du minerai de fer (Mauritanie, l’Algérie, la

tinssiez, Maroc, Egypte) et aussi alimentent leurs usines sidérurgique par le minerai local.

La part de Mauritanie est la plus importante (réserve : 2543MT, production en 2012 ; 6.7MT).

Tableau N°4 : production du minerai de fer dans le monde arabe

pays Production du minerai de fer en 2012(MT)

Mauritanie

Maroc

Algérie

Tunisie

Egypte

8.50

0.34

3.20

0.37

1.38

Totale 13.79

Les pays arabes vont créer deux projets seront réalisés pour la production de pellets d’une part et

de minerai enrichi d’autre part. L’un à Bahreïn doit démarrer en 1984 ver une capacité de

production de 4 milliards de tonnes de pellets.

L’autre en Mauritanie doit produit en phase de démarrage des 1984 environ 656% de fer. La

disponibilité de la matière première (fer) est un atout pour la sidérurgie arabe pour le

développement de l’industrie en générale.

Dans le tableau c’est après on constate de la production du minerai de fer dans le monde arabe.


7

Tableau N°5 : l’évolution de la production du minerai de fer dans le monde arabe

pays Production du minerai de fer (MT)

Mauritanie

Maroc

Algérie

Tunisie

Egypte

2001 2002 2003 2009 2012

1.01

1.58

2.43

1.03

0.24

6.28

0.90

2.60

1.11

0.45

9.10

0.87

2.86

0.77

0.45

11.40

0.40

3.18

0.65

1.08

8.50

0.34

3.20

0.37

1.38

Total 6.29 11.34 14.05 16.71 13.79

Tableau N°6 : l’évolution de la production provient de la présence des grandes réserves qui

se trouve dans le monde arabe.

pays

Réserves totales Ressources

potentielles

Ressources

Totales

MT MT MT

Algérie

Maroc

Libye

Tunisie

Egypte

Syrie

Saoudite

soudan

50

100

1200

11.5

16

430

47

15

92

1815

4155

2410

42

130

356

97

142

1915

5355

3525

58

560

409

112

Totaux 2973 9097 12070


8

Tableau N°7 : Des études de prévision des besoins en minerai de fer des pays arabes ont été

effectuée bas sur des ses statistiques.

pays Besoins. En

2000(mt)

Minimum (mt) Maximum (mt)

2005 2010 2005 2010

Mauritanie

Maroc

Algérie

Libye

Tunisie

Egypte

Syrie

Irak

Arabie

Saoudite

Qatar

E.A.U

soudan

-

-

900

-

200

1500

-

400

-

600

-

-

1300

1300

7300

700

7700

5500

1300

1200

2000

800

-

-

3300

1700

18000

1000

1000

8900

2200

3200

3000

800

-

-

1700

1700

11000

1400

1400

8400

2300

2300

3000

800

800

-

3300

3400

22000

2400

2400

13400

4800

4600

5000

1600

1600

900

totaux 3600 29100 43000 34800 65400

Vu la production et les besoins seule certains pays ont une autosuffisance du minerai de fer parmi

ces pays l’Algérie, la Mauritanie, l’Egypte. Des estimations faites pour l’importation du fer pour

les pays arabes peut être égales à 13 M.T durant les années qui succède 2005.

Les pays arabes à intérêt de faire des recherches sur le procédé le plus économiques et le plus

opportun pour le traitement du minerai de fer.

I.1.3.En Algérie :

En dehors des hydrocarbures, le fer est l'un des principales richesses minières de l'Algérie,

L’exploitation des gisements des minerais de fer a toujours eut une place prépondérante dans

L’industrie extractive du paye.

Les ressources nationales en matière du minerai de fer sont localisées et réparties sur six

gisements dont ceux de l’Ouenza et Boukhadra situés à l’Est du pays, exploités par le groupe


9

Arcelor-Mittal Tébessa, les réserves géologiques sont de 87 millions de tonnes avec 48 % Fe.

Avec une production de 2 millions de tonnes/an, la minéralisation hématitique est encaissée dans

les calcaires récifaux Aptiens. Actuellement dans la même région, le gisement de

Chaabet-el-Ballout (Souk-Ahras), de réserves géologiques de 10 millions de tonnes avec 53%

Fe. La minéralisation ferrifère localisée au contact Calcaires-formations gréso-marneuses du

Crétacé, et actuellement en phase d’étude afin de relancer son exploitation.

La filiale SOMIFER-spa, du groupe Ferphos à travers ses mines de Khanguet (Tébessa), Sidi

Maarouf (Jijel), Djebel Anini (Sétif) ce dernier a des réserves géologiques de 6,75 millions de

tonnes avec 55 % Fe.

La Minéralisation hématitique encaissée dans les calcaires du lias sous forme de filons et de

poches. Le gisement de Rouina (Ain Defla) assure une production du minerai de fer représenté

par de l’hématite destinée essentiellement pour la fabrication du ciment.

Certains autres gisements de fer de réserves plus réduites sont dans les prospectives d’une

exploitation et d’autres épuisées ou en voie d’épuisement (Béni-saf).

Les autres gisements non encore exploités se trouvent dans la région du sud-ouest du pays : Il

s’agit de grand gisement de Gara-Djebilet : les réserves géologiques arrivent jusqu’à 2 milliards

de tonnes avec 57% Fe et de minéralisation ferrifère oolithique sous forme de corps lenticulaires

encaissés dans les grès du Dévonien inférieur (Praguien).

Mecheri-Abdelaziz : réserves géologiques sont de 1 350 millions de tonnes avec 52% Fe, une

minéralisation ferrifère oolithique localisée sous forme de lentilles dans les grès du Dévonien

Supérieur. [1]


10

Figure N°01: les principaux gisements de fer en Algérie.


11

Tableau N°8 : Donne quelques caractéristiques des minerais algériens.

Gisements Type de

minerai

Fe SiO2 AL2O

2

Cao Mn S P Réserves-

en (MT)

Ouenza Hématite

rouge

52 3.6 0.5 4.5 2 0.05 0.05 100

Boukhadra Hématite

Rouge

(sidérose)

58 4 0.6 2.5 1.5 - 0.03 50

Gara-

Djebilet

Magnétite

(lithiques)

54/58 4.7 1.5 1.5 - - 0.8 3245

Méchai

Abdelaziz

Hématite 52 - - - - - 0.78 1960

Timezrit Hématite

sidérose

52/56 2 - - - - 0.01 4

Zaggar Hématite

sidérose

37/51 5.7 - - - 0.02 0.02 2

Béni-saf Hématite

Goethite

50/56 5 - - - - 0.02 2

Khan guet

el-mouhad

Hématite

Goethite

52 3.2 - - - - 0.02 2

Ain

babouche

Goethite 47/52 5-12 - - - 0.1 0.80 12

Béni douale Magnétite

48 - - - - - 0.01 2


12

I.2.UTILISATION DU FER DANS LE MONDE

Traditionnellement, deux principaux types de produits peuvent être distingués : les plats et les

longs. Les produits plats en feuilles ou en bobines comprennent les plaques, les feuillards, les

tôles minces nues ou revêtues. Les produits longs regroupent principalement les profilés lourds

du type poutrelles, rails et fils. Ce sont ces produits "semi-finis" qui entreront dans le processus

de fabrication de différentes industries allant du bâtiment, aux boites de conserves alimentaires,

en passant par les composants électroniques ou les coques de certains bateaux.

I.2.1 Dans la construction :

Les inventions de bessemer, martin et thomas en permettant de fabriquer un acier normalisé et

standardisé ont ouvert la voie à une production de masse. A partie de cette époque, l’acier a

commencé à être plus généralement employé notamment dans la réalisation d’ouvrages

architecturaux. Il est aujourd’hui le métal le plus utilisé dans ce secteur où il sert notamment à la

réalisation d’ouvrages d’arts tels que des ponts par exemple. Même s’il n’en constitue pas le

matériau de base, l’acier est presque toujours présent puisqu’il sert à armer le béton, permettant

ainsi de renforcer les fondations et de le rendre plus résistant aux années. Il permet également de

fermer le squelette de certains bâtiments. La construction est le premier secteur d’utilisation de

l’acier.

I.2.2 Dans l’automobile :

Le secteur de l’automobile est le deuxième marché pour l’acier. Les pièces en acier représentent

de 55% à70% du poids d’un véhicule. Au sein de cette industrie, l’acier va servir à fabriquer des

châssis, des pièces de carrosserie ou de moteur. Sous forme de fils, il peut entrer dans la

réalisation de carcasse de pneu. Si l’acier est employé sous sa forme brute, il devra être traité

contre la corrosion (application d’une couche de zinc et d’une couche de peinture, pour les

carrosseries notamment).

I.3. LA SIDERURGIE DE DEMAIN

Le coût, la résistance aux chocs et à la température rendent les aciers encore aujourd’hui

irremplaçables. Toutefois cette suprématie s’émousse face à la concurrence chaque jour plus

important des matériaux de synthèse. Il faut donc s’orientes vers de nouveaux marchés, de

nouvelles niches, telles que celles crées par les aciers à haute limite élastique (HLE), les aciers

cryogéniques, les aciers à inclusions contrôlées, les aciers inoxydables ferritiques ou l’association


13

avec d’autres élément comme dans le cas de l’acier zingué ou de la tôle sandwich acier

polypropylène-acier.

I.4. MARCHÉ DU MINERAI DE FER :

Dans le passé, les distances avaient divisé le monde en marchés individuels des minerais de

fer. Depuis quelques décennies, on assiste à l'approvisionnement des grandes sidérurgies par

des minerais ayant accompli des trajets maritimes très longs.

Il n'existe pas de marché formel organisé du minerai de fer et de l'acier. La formation des prix

n'est en cela pas transparente, toutefois, l'usage veut que les prix soient fixés de gré à gré entre

grandes sociétés internationales.

I.4.1.PRIX :

Bien que le prix du minerai de fer soit influencé par de nombreux facteurs subtils et variables,

comme les coûts, les tarifs de fret, la qualité des produits et les taux de change, il demeure

principalement tributaire de l’offre et de la demande.

Généralement, le prix du minerai de fer est d’abord négocié à huis clos entre un certain

nombre d’exploitants de mines et leurs clients producteurs d’acier d’Asie et d’Europe, puis,

une fois qu’un certain nombre d’ententes et de contrats annuels ont été signés, le reste des

exploitants emboîtent le pas et un « prix du marché » est fixé.

I.4.2 ÉTABLISSEMENT DES PRIX :

Il semble que la négociation annuelle d’un prix du minerai de fer avec les utilisateurs s’avère de

plus en plus difficile, à mesure que l’on abandonne les contrats à long terme pour profiter du prix

au comptant élevé du précieux minerai.

Le développement d’un marché financier diversifié du minerai de fer permettrait aux exploitants

d’usines de traitement et aux producteurs de fixer leurs prix de manière à courir moins de risques

et de favoriser un équilibre entre les prix de référence et les prix au comptant, ainsi qu’entre leurs

intérêts respectifs, afin d’éliminer la combativité et la tension inhérentes aux négociations

annuelles. [2]

Le minerai de fer est commercialisé sous plusieurs formes : les morceaux, blocs rocheux, de plus

de 40 mm environ (lumps ou calibrés), les fines (0-10 mm) pour agglomération sur grille (ou

sinter-feed), les boulettes (10-20 mm) ou pellets, fabriquées à partir de minerais très fins (moins

de 100 mm). [3]

CHAPITREII Bref aperçu géologique et géologie de la mine d’Ouenza

15

II.1. HISTORIQUE DE LA REGION: [4]

Le gisement de fer de l’Ouenza se trouve à une dizaine de kilomètres de la frontière

algéro-tunisienne, sur le prolongement du sillon Aurès-El Kef, à 70km au Nord de Tébessa et à

150 km au Sud-Est de Annaba. Il est relié à cette dernière par une voie ferrée électrique qui sert

au transport du minerai de fer vers le complexe sidérurgique d’El Hadjar. Le Gisement de fer

de l’Ouenza entre dans l’histoire vers la fin du 19ème

Siècle avec l’exploitation du Cuivre

au niveau des Quartiers Douamis et Hallatif, comme l’atteste les vestiges encore existants

sous formes de puits et de galeries. En effet, c’est vers 1875 que l’ingénieur des mines « J. Tissot

» signale l’importance des affleurements du minerai de fer.

Le premier permis de recherche du fer du djebel Ouenza a été octroyé en 1878. Il s’en est suivit

l’obtention par le prospecteur « F.R. Pascal » d’une concession minière en 1901. Ce n’est qu’aux

environs de 1913 que la Société de l’Ouenza fut créée. Elle a débuté l’exploitation de la mine au

début des années vingt (1921). Le début de la modernisation de la mine remonte à 1939 avec

l’électrification de la voie ferré. L’après indépendance à connu une mutation très importante,

plusieurs évènements se succèdent :

- En 1966, il y avait la nationalisation des mines ;

- En 1967, c’est le début d’aménagement des installations ;

- En 1983, c’était la restructuration de la SONAREM et la création de

l’entreprise de recherche ; Par contre l’évènement le plus important d’eux est celui du partenariat

avec le Groupe LNG « ISPAT » en 2001, devenu « ArcelorMittal » en 2006.

II.1.1.Importance de la Mine :

Le gisement de fer de l’Ouenza constitue la principale source d’approvisionnement en

minerai de fer de la sidérurgie nationale. Les trois quarts de la consommation du complexe

sidérurgique d’El Hadjar, au temps du groupe SIDER, viennent de la Mine de l’Ouenza, cela en

faisant abstraction de la production de la Mine de Boukhadra, qui vient en second lieu.

Donc il tient un rôle très important dans l’économie algérienne, de part sa contribution au


16

développement de l’industrie lourde dans le pays et spécialement dans la Wilaya en ce qui

concerne l’emploi.

Figure N°2: la mine de l’Ouenza.

II.2.GEOLOGIE DE LA REGION DU DJEBEL OUUENZA : [4]

L’histoire des recherches au niveau du Djebel Ouenza (Fig.1) remonte à l’année

d’attribution du premier permis de recherche en 1878. C’est après la deuxième guerre

mondiale qu’elles ont atteint leur apogée, plusieurs millions de mètres linéaires de sondage furent

exécutés et plusieurs niveaux de galeries creusés. C’est durant cette période que de nouveaux

quartiers furent découverts. Afin d’un éventuel accroissement des réserves, la nouvelle

direction qui a pris récemment les commandes de la Mine, envisage de relancer les compagnes de

recherches.

II.2.1. Minéralisation :

Le minerai est constitué essentiellement d’hématite qui résulte de l’oxydation des amas de

sidérose. Le carbonate provient lui-même de la métsomatose des calcaires récifaux de

l’aptien. Les oxydes de fer sont le résultat de la dégradation de l’hématite, une série intermédiaire

entre le minerai primaire et secondaire constitue une part importante dans les réserves de la mine.

Outre le minerai de fer, il faut signaler une très faible présence de minéralisation

polymétallique à Plomb et Cuivre, le long de la faille du PIC. Notons enfin que le patrimoine

minéralogique (c.f : Planches Collection Roches & Minéraux) de la région de l’Ouenza est

très riche et varié :


17

- Gypse sous forme saccaroïde et en fer de lance ;

- Barytine massive et en feuillet ;

- Quartz d’une pureté exceptionnelle avec des cristaux d’une rare régularité ;

- Pyrite ;

- Fluorine violacée et en cristaux blancs ;

- Calcite, Aragonite sous diverses formes, particulièrement en stalactite et stalagmites ;

- Malachite, Azurite et Tétraedrite ;

- Kaolinite et Talc.

Cette liste pourrait être complète, si une étude microscopique détaillée du gisement serait

entreprise.

II.2.2. Hydrologie et Hydrogéologie :

Le comportement hydrogéologique des terrains existants à Ouenza se résume comme suit :

-Les terrains triasiques contenant du gypse et du sel, du fait de leur hétérogénéité, sont

perméables. Les eaux qui y circulent deviennent saumâtres et ne peuvent convenir qu’à

l’utilisation industrielle.

-Les calcaires s’ils sont fissurés permettent l’infiltration des eaux et même leur circulation.

-Les marnes qui forment malheureusement la plus grande surface affleurant dans la région sont

imperméables et toute les eaux de pluie ruissellent ou s’évaporent.

Les intercalations calcaires peu épaisses ne permettent pas le captage que d’une quantité infime

d’eau.

-Les terrains quaternaires toujours peu épais n’ont de ce fait aucune importance

hydrogéologique.

-Les aquifères connus à l’Ouenza sont : Douamis (descenderie de captage ZI) et

Conglomérat (descenderie de captage ZII) qui forment probablement un seul bassin

aquifère. Les surfaces respectives d’impluvium sont de 20 à 40 ha, pour une pluviométrie

annuelle de 400mm d’eau. Douamis à elle seule reçoit 80000 m3 et les autres chantiers

16000 m3. À Douamis, où le coefficient d’infiltration est compris entre 13.4% et 20%

(détermination expérimentale ancienne) seuls 10000 à 16000 m3 peuvent s’y infiltrer.


18

En dehors de la source thermale de Hammam Sidi Yahia et de quelques suintements à la base des

grès miocènes et de quelques sources dans les oueds, les points d’eau naturelle sont rares. La ville

de l’Ouenza est alimentée récemment par le sondage d’Ain Chania. La mine pour ses besoins en

eau potable des chantiers puisent celle-ci du sondage de souda.

II.2.3. Caractéristique particulière du gisement :

Des particularités géologiques du gisement on peut citer :

- La grande variabilité de la qualité surtout celle du corps du minerai localisés dans le flanc

Nord Ouest du grand anticlinal. Mais un soupçon de régularité se décèle dans les quartiers de

l’aval d’une façon discontinue et plutôt locale ;

- La sidérose, outre sa position naturelle (au dessous du niveau hydrostatique) affleure

curieusement sur des surfaces importantes dans d’autres quartiers (Zerga, Ilot, Chagoura Sud) ;

- L’extinction nette de la minéralisation dans le flanc Sud Est du pseudo-anticlinal 6 Mai

Douamis et son enrichissement en calcite ;

- Les deux flancs du même grand anticlinal sont différents de tous les points de vue (structure,

complexe lithologique, morphologie des corps minéralisés).

II.3. APERCU GEOLOGIQUE SUR LES QUARTIERS DE LA MINE DE

L’OUENZA : [4]

Le Djebel Ouenza fait partie des zones diapirique de la région de l’Atlas saharien oriental.

Il est situé dans la région des monts de Mellegue, formant un anticlinal orienté Nord Est-Sud Est.

Le gisement est divisé en sept (07) gîtes (quartiers) principaux dont Chagoura Sud-PIC,

Chagoura Nord, Sainte Barbe (Ilot), Conglomérat, Hallatif, Douamis et Zerga.

a) Quartier Chagoura Sud-PIC :

Ce gisement se trouve dans une structure anticlinale très fracturée. Il renferme deux

Types de minerai affleurant le long du quartier suivant deux filons (couches). Le premier est

souvent riche et friable, le deuxième de couleur brun et extrêmement dur. Ce dernier a une

grande importance de part sa qualité et sa quantité.

- Réserves Géologiques : 20904798 tonnes avec une teneur de 49.8% en fer ;


19

- Réserves Exploitables : 11167936 tonnes avec une teneur de 50.85% en fer.

Remarque : Réserves arrêtés au 31/12/2011.

b) Quartier Chagoura Nord :

D’une allure relativement apparente au niveau 1055/1070 avec un rétrécissement en

profondeur, le corps principal s’étend sur 500m de long. Le minerai est localisé dans la partie

sud du quartier, il est différencié par sa teneur en fer en deux types : riche et pauvre. Ce

quartier dispose des réserves suivantes :

- Réserves géologiques : 20787996 tonnes avec une teneur de 48.9% en fer ;

- Réserves exploitables : 10230351 tonnes avec une teneur de 49.7% en fer.

c) Quartier Sainte Barbe :

Elle représente le prolongement des formations de Chagoura Sud décalée vers le Nord

par un décrochement.

- Réserves géologues : 13047075 tonnes avec une teneur de 47.7% en fer ;


d) Quartier Conglomérat :

Ce quartier représente de rares affleurements se rapportant au trias qui recouvre au NW et SW

l’aptien minéralisé d’où les réserves sont de l’ordre:



e) Quartier Hallatif et Douamis :

Ces deux gisements se prolongent vers le NE de la région du Conglomérat jusqu’aux

collines calcaires non minéralisées en surface de Douamis.

1. Hallatif :


2. Douamis :



20


f) Quartier Zerga :

Fait partie du gisement de l’Ouenza, se trouve sous forme d’une colline dénommée

Koudiat ez Zerga. Située à l’Est du PIC, il est constitué de calcaire récifaux aptiens. Cette

structure est le fait du diapirisme triasique.

II.3.1. Traitement du minerai :

Une fois le minerai extrait à partir des chantiers il est soumit uniquement au traitement

mécanique au moyen de deux stations de concasseur giratoire à mâchoires à cônes ayant un débit

de 1000t/h. Les concasseurs sont reliés aux trémies de chargements par des convoyeurs à bande

sur une distance de 3000m.

Taux de découverture moyen : 3.38

Production moyenne de la carrière :

Minerai : environs 80000 t/mois ;

Stérile : environs 300000 t/mois.

Nature du Stérile :

Calcaires ;

Marnes.

. Tableau N°9: La Composition chimique moyenne du minerai de l’Ouenza :

ÉÉlléémmeennttss FFee SSii OO22 CCaaOO MMggOO AALL

22OO

33 BBaaSSOO

44 SS MMnn CCuu PP

TTeenneeuurr eenn %% 4499..88 44..0000 77..1100 22..0000 22..2255 TTrraaccee 00..0044 11..9988 TTrraaccee 00..0022

II.3.2. Développement :

La sidérose, outre sa position naturelle (au-dessous du niveau hydrostatique) affleure

curieusement sur des surfaces importantes dans d’autres quartiers (Zerga, Ilot, Chagoura sud).

L’extinction nette (contact) de la minéralisation dans le flanc S.E du pseudo- anticlinal 06MAI

Douamis et son enrichissement en calcite.


21

Les deux flancs du même grand anticlinal sont différents à tous points de vue (structure,

complexe lithologique, morphologie des corps minéralisés…).

L’analyse de la situation actuelle des mines et de celle qui a prévalu pendant les années

écoulées ; nous renseigne que le grand défi actuel et pour les années à venir consiste à rattraper le

retard accumulé dans le développement des deux mines de Ouenza et de Boukhadra.

ArcelorMittal a mis en place un ambitieux plan d’action pour atteindre l’harmonisation de

l’exploitation des deux mines à brève échéance. Le rapport moyen de découverture est de 3.15

pour Ouenza et 2.86 pour BK. Ceci signifie que pour extraire les 48 millions de tonnes de minerai

à ciel ouvert à travers les deux mines, il faut décaper environ 150 millions de tonnes de stériles.

. Tableau N°10 : Etat des réserves géologiques au 31 décembre 2014 :

Quartiers Quantité (t) Fer %

CH-PIC-SUD 19860006 49,9

CH-NORD 20698780 48,9

ST-BARBE 12871168 47,8

CONGLOMERAT 6011290 47,4

HALATIF 4931028 51

DOUAMIS 11327458 53

ZERGA 3196457 42,7

TOTAL 78896187 49,3


22

Tableau N°11: Etat des réserves exploitables au 31 décembre 2014:

Quartiers Quantité (t) Fer % Stérile (t) T.D

CH-PIC 6637049 53,5 26482796 4.0

CH-SUD 3486095 48,1 8403239.5 2.4

CH-NORD 10141135 49,7 21882935 2.2

ST-BARBE 4650653 28.16 19298388 4.1

CONGLOMERAT 1634347 38 1779731 4.7

DOUAMIS 8425289 53,9 42070918 5.0

ZERGA 2350266 42,7 2862127 1.2

TOTAL 36067173 50,6 122780135 3.4

Tableau N°12: Etat des réserves exploitables de minerai pauvre

Quartiers Quantité (t) Fer % Stérile (t) T.D

CH-SUD 3486095 48,1 8403239.5 2.4

ST-BARBE 4650653 48,4 19298388 4.1

CONGLOMERAT 376686 46,6 1779731 4.7

ZERGA 2350266 42,7 2862127 1.2


23

Planches pétrographiques :

Figure N°03 : Collection Roches & Minéraux: LES CARBONATES


24

Figure N°04 : Collection Roches & Minéraux : Oxydes et Hydroxydes


25

Figure N°5 : Collection Roches & Minéraux : LES SULFATES

Figure N°6 : Collection Roches & Minéraux: Les ROCHES

II.4. METHODES D’EXPLOITATION : [4]

La méthode d’exploitation est une succession de réalisation des travaux de creusement, de

découverture et d’extraction du minerai dans un ordre bien déterminé.

Le système d’exploitation se caractérise par le développement dans l’espace et dans le temps

des travaux préparatoires, de découverture, et d’extraction du minerai.

la méthode d’exploitation est celle continue avec terril extérieur longitudinal à un seul bord.

Le choix de la méthode d’exploitation dépend des facteurs suivants :

- caractéristiques géologiques du gisement.

- production planifiée de carrière.

- Nombre et puissance des engins qui prennent part à chaîne technologique d’exploitation.

- Mode d’ouverture du gisement.


26

- L’allure du gisement et propriétés physico-mécaniques du minerai et des roches à

évacuer.

Dans le complexe général des travaux miniers les machines de transport ont une grande

importance et leurs dépenses occupent 30% à 40% du prix de revient et environ 30% du

personnel est occupée par le transport, c’est pourquoi le problème principal qui se pose

actuellement pour le transport est la mécanisation et le perfectionnement des machines de

transport.

En ce qui concerne le transport dans la carrière de l’Ouenza on constate qu’on a un transport

mixte, puisque le relief est montagneux.

- Pour le Chagoura sud et nord : le transport s’effectue par les camions jusqu’au Skip (avant)

maintenant ils le font jusqu’au concasseur (1) qui se trouve au niveau (803m).

- Pour les quartiers Zarga et 6 mai : le transport s’effectue par les camions jusqu’au concasseur

(2) qui se trouve au niveau (660m)

Figure N°7: camion CATERPILLAR type775F


27

Figure N°8 : la chargeuse CATERPILLAR TYPE988 H

Le minerai est achemine à la gare du chemin de fer par convoyeur à bonde à une longueur de

(2380m) par suite. Le minerai sera transporte à l’usine de traitement par la locomotive a une

distance de (150Km).

Figure N°9 : convoyeur à bonde

En général dans cette mine l’exploitation comprend plusieurs étapes :

1) Extraction de minerai a ciel ouvert par foration abattage à l’explosif.

2) Chargement par pelle sur camions.

3) Alimentation par camion jusqu’à la station de concassage.

4) Criblage et concassage.

Reprise sous concasseur et amené au parc de stockage par le convoyeur à bande.


28

II.4.1. le traitement mécanique :

Le minerai extrait du massif a une granulométrie qui ne répond pas à l’exigence de transport

par convoyeur ou par train, c’est pour cette raison que n’import quelle type de minerai subi un

traitement soit mécanique, chimique,…etc.

Le traitement mécanique consiste à la réduction des dimensions du bloc afin d’obtenir une

granulométrique favorable au transport.

Figure N°10 : Concasseur à cône

On constate dans la plus part des mines ou des carrières, la présence d’une usine de traitement

(enrichissement), au moins une station de concassage, broyage, … etc.

Dans la carrière de l’Ouenza la première station de concassage est située au niveau (803m).

Elle est alimentée par des camions venant des quartiers, le déchargement se fait dans une trémie

de réception de capacité de 450 tonnes. La deuxième station se située au niveau (660m) prés de la

gare d’expédition.

Elle se compose des éléments suivants :

-Trémie de réception dont la capacité est de (160/200) tonnes.

-Alimentateur (extracteur).

-concasseur à cône.


29

Figure N°11: Schéma technologique d’extraction et de préparation du minerai de fer de l’Ouenza

Travaux de forage et de tir

Chargement par pelles

Transport par camion

Transport par voie ferré

Trémies /Stockes

Concassage jusqu’au <300mm

Transport par convoyeur

Complex sidérurgique

Arcelor Mittal-Annaba

CHAPITREIII Traitement et Caractérisation du minerai du fer d’Ouenza

31

III.1. METHODOLOGIE DE LA MINERALURGIE :

Quels sont les moyens procédés ou technologie de la minéralurgie qui permet de résoudre

un problème particulier compte tenu des contraintes que l’on vient d’exposer ?

La seule possibilité pour le minérallurgiste est d’exploiter les différences entre les propriétés

des minéraux contenus dans le minerai. Cette possibilité est malheureusement limitée

pratiquement par les difficultés suivantes :

La texture des roches constituant le minerai conditionne la matière dont les minéraux vont se

séparer au cours des opérations de fragmentation (Concassage, Broyage). La libération des

minéraux les uns des autres est une condition sine qua non de la mise en application des

différences entre les propriétés des minéraux. Les propriétés des minéraux ne sont pas

constantes, non seulement d’un gisement à un autre, mais également à l’intérieur d’un même

gisement.

Les méthodes de séparation qui sont utilisées en pratique industrielle ont leurs limitations.

Chaque méthode possède un domaine de dimensions pour les particules de minerai

soumises au traitement.

Il existe une limite de discrimination dans la différence entre les propriétés des minéraux,

pour chaque appareil, que l’on peut définir comme la sensibilité de la méthode.

Par ailleurs, lorsque l’on essaye de faire un bilan des propriétés de minéraux qui sont

effectivement utilisées pour réaliser des séparations minéralurgiques, il est clair que le nombre

de ces propriétés est très faible.


32

Tableau N°13 : Procédés minéralurgiques et leurs conditions et limites d’utilisation.

III.1.1. PROCEDES DE SEPARATION

III.1.1.1. libération et classement:

La mise œuvre de toute technique de concentration impose comme préalable, broyage et

classement granulométrique adaptés aux dimensions des constituants, que l’on cherche à séparer

certaines séparation nécessitent en autre parfois un contrôle de l’humidité par séchage.

Un minerai peut être caractérise par plusieurs niveau d’hétérogénéité à chaque niveau

correspondra un choix de techniques et un bilan optimal de séparation.

Dans le cas des procédés physiques ou nous somme placés, la séparation théoriquement la plus

parfaite devait se situer au niveau la libération des constituants minerai logique, les opérations de

Procédés Propriétés Conditions et limites d’utilisation

Con

cen

tra

tio

n

gra

vim

étri

qu

e

Différence de masse

volumique entre les

minéraux

Taille des particules supérieure à 1 µm

Différence entre les masses volumiques des

matériaux à séparer supérieure à 1g/cm3

Degré élevé de libération des contaminants

inorganiques

Flo

ttati

on

Propriétés

hydrophobes et

hydrophiles

des surfaces des

particules


Surfaces des particules à séparer démontrant des

propriétés hydrophobes de façon naturelle ou

stimulée (ajout de réactifs chimiques)

Degré moyen de libération des contaminants

inorganiques (exempts de phases inorganiques

incluses)

Sép

ara

tion

magn

étiq

ue

Propriétés

magnétiques des

minéraux

Contaminants métalliques présentant des

propriétés ferromagnétiques (fer, magnétite)


Degré moyen de libération des contaminants

inorganiques

Sép

ara

tion

élect

rost

ati

qu

e Différence de

conductivité

électrique entre les

minéraux

Taille des particules comprise entre 60 et 500 µm

Les matériaux à séparer doivent être parfaitement

secs

Degré élevé de libération des contaminants

inorganiques


33

préconisasse et de concassage grossier sont du domaine des appareils classiques à mâchoires à

giration et à cylindres dentés, ce dernier type parait spécialement adapté la réduction des minerais

limnétiques colmatant et peu résistants.

• Les appareils giratoires ou à cône, dans le cas des minerais compacts et durs.

• Les appareils travaillant par chocs et percussions pour les minerais plus tendres.

On assiste actuellement, dans le traitement de minerais qui jouent le rôle de corps bruyants,

comme les boulets classiques.

Appliquée à un minerai brut pré concassé cette solution permet de simplifier considérablement

l’ensemble du circuit de concassage-broyage, par suit du très grand rapport de réduction qu’il est

possible de réaliser un seul appareil.

III.1.2.PRINCIPE DU GRILLAGE: [5]

Le grillage du minerai permet d'obtenir un oxyde de fer débarrassé des impuretés - soufre,

phosphore et eau - qu'on trouve généralement.

Voici une réaction qui se produit pendant le grillage : 4 FeS2 + 1102 2 Fe2O3 +8 S02

Figure N° 12 : Minerai brut - Goethite

On voit très bien la modification du minerai pendant le grillage, ces 2 photos étant prises sur les

mêmes cailloux. A la place du grillage et pour certains minerais on fait une calcination dont voici

la réaction : 4 FeCO3 + O2 2 Fe203 + 4 CO2


34

Figure N° 13: Minerai grillé

Il faut ensuite réduire l'oxyde pour obtenir du fer métallique selon la réaction générale en

métallurgie :

MO + CO C02 + M

Ou MO est l'oxyde métallique. CO le monoxyde de carbone qui sert de réducteur. M le métal

réduit donc sous forme métallique utilisable. Soit pour le fer :

Fe203 + 3 CO 2 Fe + 3 C02

Cette réaction se produit vers 1200° C. D'autre part dans la colonne de chauffe se produit une

oxydation de l'hématite qui donne de la magnétite la quelle sera transformée en scorie et fer

métallique selon les proportions suivantes :

3 Fe203 2 Fe3O4 2 Fe2Si04 + 2 Fe

Donc après le grillage et concassage on peut enrichir le minerai en le triant avec un aimant, par

exemple.

III.1.3. SEPARATION MAGNETIQUE:

C’est la technique la plus utilisée et la plus développée dans le traitement de minerai de fer.

Sont utilisation dans notre cas se résume en deux niveaux de séparation, après avoir une

préparation du produit par deux stades de concassage (grossier par concasseur à mâchoire et

fin par concasseur à cône) et broyage à sec (broyage autogène) jusqu’à <500µm avec une

classification.

Le premier niveau consiste à une séparation magnétique à haute intensité (SMHI), pour une

récupération maximale de fer, par un séparateur à circuit conventionnel (électroaimant) dont

l’intensité du champ est réglable, ce qui nous permettra (dans nos prochains essais) de choisir

l’intensité nécessaire, sachant que le minerai à séparer est de l’hématite à faible susceptibilité


35

Magnétique.

Le second niveau est une séparation magnétique à basse intensité (SMBI) : le premier niveau

ne peut pas aboutir à un concentré définitif, et comme le produit est de l’hématite avec toute

la gangue qui l’accompagne, la SMBI ne peut être efficace qu’avant de procédé à un grillage

magnétisant préalable à 800°C du produit, afin de lui donner une susceptibilité magnétique

élevée. A ce niveau nous attendant un concentré définitif, mais un rendement de séparation plus

ou moins faible.

Dans le cas des minerais de fer, les propriétés spécifiques le plus couramment utilisées sont les

propriétés magnétiques :

• La densité. • Les propriétés de surface.

Le choix d’une technique sera non seulement fonction de la propriété spécifique mise en jeu

mais aussi de l’intensité de cette propriété ainsi que de la granulométrie des éléments à séparer

l’efficacité de la séparation sera généralement d’autant plus élevée que la granulométrie des

produits à traiter sera plus resserrée. Le tableau ci-dessous donne quelques limites

granulométriques d’application pratique des principales techniques de concentration :

Tableau N°14 : domaine d’application granulométriques des principales techniques de

concentration sur Fe.

Procédé Méthode Dimensions

limites (µm)

Traitements

magnétiques

Champ magnétique faible pour récupération d’élément,

ferromagnétiques, forts (fer métal, magnétique, etc.)

0 à 150

Champ magnétique, élevé pour récupération d’élément

peu magnétique (hématite, sidérose etc.)

0.02 à 3

Traitements

gravimétrique

Suspension denses en bac statique.

Suspension denses par cyclone bacs, à piston.

(sans lit filtrant)……………………

(à lit filtrant)……………………….

Spirale ……………………………..

1à200

0.3à8

1à60

0.05à8

0.05à2

flottation 0.01à0.3


36

III.1.3.1. Traitement du minerai de fer dans le monde :

Application de la séparation magnétique à H.I en humide à la mine de Caué (brésil). Le

développement de la mine de Caué du gisement d’établira qui produits 14MT en 1996, et 38MT,

de minerais ou produits commerciaux. Les résultats obtenus dans les recherches ont été très

encouragements, à partir d’un minerai initial à 48% de fer, un concentré a 67% de feu été obtenu

avec un rendement en fer de 93%.

1-Raisons du choix de la SMHI en humide.la technique de SMHI dans l’eau a été adoptée pour

l’enrichissement du minerai après une longue étude dans divers 1 laboratoires.

La technique gravimétrique a été rejetée en raison de la quantité importante de produits très finis

du minerai, il contient par exemple 45à55% d’inferieurs a 100μm (la proportion, d’Hématite dans

ces produits fins est de 78%).

Plusieurs essais ont montré que le rendement en Fe ne dépassait pas 70à75% , pour un concentré

à 65% de fer une grande partie des fines inferieures à 100μm étant entrainés dans les stériles ces

stériles, dent enfer est de30 à 40% , pourraient évidemment être retraités par flottation et le

rendement en fer être ainsi porté à 92-94% mais ce traitement n’est pas économique, surtout dans

les conditions Brésiliennes.

La S.M.H.I à sec a fourni de bonus résultats techniques : 67 à67.5% de Fe dans les

concentrés pour un rendement en Fe de 29 à 95%, mais la S.M.H.I dans l’eau lui a été

préférée en raison de son moindre, cout (suppression du séchage principalement) et de sa

meilleure adaptions aux granulométries fines.

La séparation magnétique à haute intensité dans l’eau.

La pulpe dont la densité est fixée de 60% de solides alimentera les séparateurs Jones le

minerai aune en ce point une teneur en fer de 45 à 48% et une teneur en silice de 28 à

32%, des séparateurs sortiront successivement trois produits.

Le rejet très pauvre fer (5%), n’pas fixé sur les pulques.

Le mixte est détaché des plaques pendent la phase de lavage par l’eau sous pression alors

que le champ magnétique est encore important, le lavage a pour but d’extraire les

particules non magnétique fixées sur les plaques en même temps que les magnétiques, le

mixte de teneur en fer moyenne est recycle.

Le concentré est détaché des plaques égal mens par l’eau sous pression lorsque le champ

magnétique devient théoriquement nul au pointait équidistant des deux entrefers.


37

Le concentré aura une teneur en Fe de 67%.

Principales données de marché choisies pour S.M. chaque séparateurs Jones est constitué de deux

notre circulaires superposées, travaillent en parallèle et non en série.

La pulpe est composée de 58% de solides, avant l’étude, systématique entreprise par les

techniciens de la société il était question d’utiliser une pulpe à 20% de solide set il est eidétique.

Cette, augmentation importante de la densité de la pulpe perm et d’améliorer notablement la

productivité des appareils de la séparation magnétique.

Le minerai est introduit dans ses granulométries 15-600μm, les recherches ont montré que cette

pratique était préférable à une séparation magnétique. Opérée sur des fractions granulométriques

plus resserrées prises séparément. Le champ magnétique est de 7600 gauss valeur optimale pour

l’ensemble teneur en fer du concentrée.

La consommation d’eau est de 0.7𝑚3, par tonne de minerai traité elle comprend l’eau nécessaire

au transport des stériles sous forme d’une pulpe à 30% de solides.

L’eau retenue dans les produits utiles et l’eau d’évaporation ; environ 90% de l’eau est recyclée

dans le processus.

III.1.3.2.Traitement par voie sèche du minerai de la Mourier (France) :

Le minerai utilisé à pour teneur en fer égal à 38% le schéma de traitement comprend :

• Un broyage autogène en aerofall, qui donne des produits grenus à enrichir et des poussières de

dimension, inférieur à 50 µm.

• Un broyage a 315 µm de la fraction grenue, associé à un poussiérise 100 µm.

•Deux étage de SMHI à sec, qui fournit un concentré et un mixte rebroyé et classé a 30 µm.• Un

dernier étage de SMHI sur les derniers produits grenus. Le concentré est constitué de tous les

produits fine et des concentré de SMHI à sec les résultats obtenus sont donnés pour a notre que

les produits, fins obères au cours.


38

TOUT-VENANT

Aerofall Grenus Fins

Broyeur

S électeur

SMHI

Concentré

SMH

Concentré

B royeur

Fins

Sélecteur

SMHI

Concentré

Rejet

Figure N°14 : schéma d’enrichissement à sec du minerai de la Mourire. [6]

1

2

B

3


39

Tableau N° 15: traitement sont particulièrement riches (Fe=43%) et sur out peu siliceux

Produit

Rendement en

poids %

Teneur en Fe % Teneur en SiO2

%

Récupération du

fer%

Concentré de

SMHI

Fine

41.2

37.2

45.1

43

7.4

9.8

48.9

42

Concentré

globale

Stérile

78.4

21.6

44.1

16

8.6

57.4

0.09

9.1

100 38 39.1 100

III.1.3.3.Traitement par voie humide :

Les produits traités par SMHI dans l’eau proviennent de la partie grenue du broyeur aerofall

rebroyé à sec 200 µm le broyage a été suivi d’une coupure à 50 µm dans l’eau et la fraction 0-50

µm à été microcyclonée à 10 µm les essais ont été effectués sur les deux fractions 10à50 µm et

50à 200 µm le séparateur utilisé est un carpco très voisine de celle du Jones dont l’intensité du

champ magnétique à vide est au maximum de 5000gauss.

• séparation magnétique à haute intensité obtenu sur le minerai de Metzinger (France) une

première installation industrielle pour traiter un minerai calcaire pauvre fonctionne dans la région

de Thionville (Metzinger 1500t/j).

application de SMHI dans l’eau au minerai d’Anjou-Bretagne (France).

la mine de Segré, actuellement en exploitions dans ce bassin est équipée d’un épierrage

magnétique après concassage aux environs de 80mm, le minerai est classé par criblage en

plusieurs tranches granulométriques puis traites sur tambours magnétique à sec l’inférieur à 50-

80mm. Selon les cas, fait l’objet d’un traitement magnétique spécial. En broyant finement le

minerai (50 à 150μ) on peut libérer la magnétique la mine Segré dispose d’une installation pilote

de concentration par broyage et triage dans l’eau.


40

Minerai brut Grille courbe

Concassage I +0.5mm -0.5mm

Crible

Séparation magnétique Séparation magnétique

-70mm +70mm

Concassage II épierre stérile rejet pré

concentré

Crible à 2 étages égouttage broyeur à boulets

+60mm +50mm -50mm

Tamis 2 séparation magnétique

+5mm -5mm concentré finale

Crible

2filtres

+30mm +8mm -8mm

Epierrage magnétique

Stérile épierré

Figure N°15 : schéma de l’atelier dépierrage magnétique de Segré [6]

Concentré finale Rejet


41

Le minerai base de sidérose, silicates et hématite finement cristallisés, ces minerais sont très

difficiles à enrichir par des procédés physique un traitement par grillage magnétique suivi d’une

SMBI, semblée être actuellement, la seule solution paraissant, viable pour la valorisation des

minerais, sidéritiques l’idée de base dans ce procédé est la transformation en ferromagnétiques

forts des élément ferrifères que l’on chercha à récupérer. Ceci permet d’en faciliter

ultérieurement la concentration en bénéficiant des avantages de la séparation, magnétique à

champ faible (SMBI).

Un tel procédé pourra être particulièrement, recommandé pour le traitement du minerai peu

magnétique à structure très fine, En ce qui concerne l’Hématite et la sidérose, le terme normal

de cette transformation est la magnétique, Le grillage magnétisant, nécessite des besoins

thermiques variables avec le minerai traité.

La technique du grillage magnétique suivi d’une SMBI appliquée aux minerai lorrains, le

oxydé et contient peu d’éléments argileux il est possible de l’enrichir jusqu’à obtenir des

concentrâtes à plus de 40% dz fer en récupérant environ 90% de métal la technique la plus

indiquée est alors la SMHI à sec donne des résultats suivantes.


42

Tableau N°16 : La SMHI à sec sur minerai lorrain.

produits

Minerai calcaires Minerais siliceux

Calcaire

pauvres

à20%de Fe

Calcaires à

26% de Fe

Quartzeux

Partiellement réduits

Minerai brut (sec)

Fe %

SiO2 %

Cao %

AL2O3 %

20.8

10.5

27.0

4.0

26

10

24

5

36

22

5

5

35

24.5

3.5

4

Rendement en

poids %

rendement enfer %

Fe %

SiO2 %

Cao %

AL2O3 %

50

84

35

9

15

7

60

90

40

7

11

6.5

75

94

45

9

2

6

72

85

42

13.5

3

5

Rejet Fe % 6.5 5 9.5 17

Beaucoup plus fin s’impose le procédé le mieux adapté pour obtenir des concentrés de haute

valeur avec rejet des silices et des argiles parait étés le grillage magnétique, suivi d’un broyage

vers 50µ, d’un sépara tique magnétique dans l’eau.


43

Tableau N°17 : Enrichissement par GM suivi de SMBI de minerai de Normandie.

Produits La ferrière aux étangs

(fines 0.1à2mm)

Soumont (résultats moyens)

Départ cru (sec)

Fe %

Sio2 %

34.2

18.9

35

15

Concentré magnétique

Rendement en fer %

Fe %

Sio2 %

64.2

55.2

12

80

55

12

Rejet

Fe %

29.6

26


44

Tableau N°18 : comparaison du traitement par SMHI et du traitement par GM+SMBI

Tran

che g

ranulo

métriq

ue µ

Pro

duits

SMHI GM+SMBI

Pro

portio

n en

poid

s %

Teneurs

Distrib

utio

n d

u fer %

Pro

portio

n en

poid

s %

Teneurs

Distrib

utio

n d

u fer %

Fe %

Sio

2

Cao

AL

2 O3

Fe %

Sio

2

Cao

AL

2 O3

>300

Départ

Concentré

Rejet

aérateur

grillage

100

53

47

-

23.8

33.8

12.5

-

6.4

7.6

5.1

-

23.3

13

34.8

-

3.1

4

2.2

-

100

75

25

-

100

45

43.5

11.5

23.7

45.3

7.4

-

6

8.3

5.2

-

24.5

10.4

45.3

-

2.7

4.2

1.8

-

100

86.5

13.5

-

50-3

00

Départ

Concentré

Rejet

aérateur

grillage

100

82

18

-

34.8

40.3

8.6

-

6.9

7.4

4.3

-

13.9

8.3

39.5

-

4.1

4.6

1.7

-

100

95.5

4.5

-

100

60

27.5

12.5

34.6

53

11.4

-

6.3

7.1

8.4

-

14.3

5.5

40.4

-

3.8

5.1

2.9

-

100

91

9

-


45

III.2.TRAITEMENT DES MINERAIS DE FER : [7]

Le traitement par séparation magnétique a haute intensité (SMHI) aboutit a la séparation d’un

concentre partiel titrant de 40,7% Fe, 7,1% de SiO2 et 8% de Cao, avec un rendement en poids

(par apport a la (SMHI) de 74%.

Les traitements des grenus par le grillage magnétisant sont suivis par la séparation magnétique a

basse intensité, aboutit a la séparation d’un concentre partiel titrant de 45,5% de Fe, 8,5% de

SiO2 et de 10% de CaO, avec un rendement en poids (par apport a l’entrée au grillage

magnétisant) de 90% x 47% (SMBI) =42,5M.

Au total, le concentre final regroupe les fines de broyage : le concentre partiel

de la SMHI, le concentre partiel de grillage magnétisant + SMBI).

III.2.1. Enrichissement des minerais hématite brune :

Apres la préparation mécanique du minerai, le déschlammage des minerais (avant le jigage)

s’effectue dans des spirales qui assurent l’augmentation de la fraction solide de 11% a 70%, et la

diminution des fines de 30% a 14%.

Pour l’augmentation de la teneur en fer dans les concentres, on procède au grillage, suivi par

(SMBI), la fraction magnétique est rebroyée jusqu’a 55% en classe de

0,074 mm. Le concentre obtenu est de 58% a 60% de fer avec un degré d’extraction de 80% a

85% /11/.

III.2.2. Enrichissement des minerais de fer des quartzites oxydés :

Pour l’enrichissement des minerais de fer de ce type sus-cite, on applique en premier stade après

le criblage, l’enrichissement par milieu dense, les concentres de la suspension lourde et les refus

du criblage passent au broyeur.

Le concentre du premier stade s’obtient par le criblage fin de la fraction magnétique de (grillage

+SMBI), tandis que la fraction non magnétique sera traitée une troisième fois par la SMBI, la

fraction magnétique de cette dernière passe au rebroyage puis une autre fois a la SMBI pour

l’obtention du concentre final (concentre du deuxième stade) /11/51

III.2.3. Enrichissement du minerai de magnétite :

Le minerai principal est la magnétite, avec une faible teneur en fer de 30 à 32%.

La réduction du tout-venant se passe par trois étages de concassage, pour l’obtention du

concentre de premier stade on utilise la séparation magnétique a basse intensité a sec .La fraction

non magnétique est épurée puis broyée pour passer à la séparation magnétique humide en deux


46

étages pour avoir un concentre final (minerai brut : Fer32%, concentre : Fe=60% et les rejets :

Fe=18%)

III.2.4. Flottation d’un minerai oxydé de fer :

Une méthode de flottation combinée a une méthode de floculation sélective fut mise en œuvre au

cours des années 1970. Elle consiste a effectuer une flottation inverse de la gangue et convient a

des minerais de type taconite constitues, par exemple, de 30 % d’hématite (Fe2O3), de 15 % de

goethite (Fe2O3,n H2O), de 5 % de magnétite (Fe3O4) et de 50 % de quartz (SiO2).

Pour déprimer l’hématite a un pH supérieur a 6, en pratique nettement basique (9-11), on utilise

des amidons. On flotte le quartz au moyen d’amines en laissant dans le produit non flotte les

oxydes de fer. Pour le minerai de fer considère, il est nécessaire de broyer a 40 mm pour avoir

une libération convenable du fer. Le minerai est successivement broyé dans un broyeur autogène

primaire, puis dans un broyeur a galets, dont les corps broyant sont fournis par les morceaux de

dimensions supérieures a 75 mm sortant du broyeur primaire. Les particules de dimensions

inferieures a 2 mm sont envoyées dans des cyclones dont la sous verse alimente le broyeur à

galets. Au cours du broyage, la pulpe est conditionnée avec les réactifs suivants : soude (pour

amener le pH a 11) ,1000 g/t ; silicate et tripolyphosphate de sodium (dispersants du quartz), 400

et 100 g/t, respectivement.

On évite d’utiliser de la chaux parce que Ca2+ se fixe sur la surface du quartz, qui se trouve

déprime lors de la flottation par les amines. On ajoute a la sur verse des cyclones couples avec les

broyeurs a galets, de l’amidon de mais caustifie (traite a la soude) a raison de 100 g/t. Ce réactif

joue le rôle de floculant sélectif des particules d’oxyde de fer, qui sont récupérées a la pointe d’un

épaississeur ; les ultrafines, constituées de 80 % de quartz, sont évacuées dans la sur verse. Apres

dépression des oxydes de fer par de la dextrine, on flotte sélectivement le quartz dans les

conditions données dans le tableau III.4.

Apres quatre étapes d’épuisage, le flotte est flocule a la chaux et envoyé a la digue a stérile. Le

non flotte (oxyde de fer) additionne d’un floculant polymérique, est épaissi et filtre. L’eau des

concentres et de la sur verse de l’épaississeur des oxydes de fer est recyclée.


47

Tout-venant

Criblage

Broyage (30+0mm)

Criblage

Broyage (-2+0mm) Déschlammage

Setzage

Egouttage

Séparation magnétique

Egouttage


Epaississement

Epaississement

Filtration

Concentré Stériles

Figure N°16: schéma de traitement des minerais de fer (hématite brune) :

RUSSIE


48

Tout-venant

Criblage

Enrichissement en suspension lourde

Broyage



Criblage fine Séparation magnétique

Epuration

Broyage Concentré du 1ère stade


Criblage fin Séparation magnétique

Epuration

Concentré du 2ème stade Stériles finales

Figure N°17 : schéma de traitement des minerais de fer oxydés RUSSIE


49

Gros à concentrer soit 55% du départ

100%

Broyage et reclassement

Grenus (25%) Moyennes (57%) Fins (18%)

GM SMH

I

Grillé Rejets Concentré

Pertes dans les gaz

(Co2,H2o,O2)

SMBI

Concentré

Rejets éliminés

Concentré finale

Figure N°18 : schéma de traitement des minerais hématuriques : FRANCE


50

Tout -venant

Concassage I

Concassage II

Criblage

Concassage III

-28mm +28mm

Criblage

+12mm

m

-12mm

Séparation magnétique à sec

Epuration

Broyage

Séparation magnétique humide

Séparation magnétique humide

Concentré I Concentré II Rejets

Figure N°19 : Schéma de traitement des minerais de magnétite RUSSIE


51

III.3. L'ECHANTILLONNAGE :

L’échantillonnage constitue une étape cruciale dans le processus de caractérisation d’une matière

naturelle qui peut être en différents aspects dans la nature, dont les minerais représentent les

sources les plus utilisées dans l’industrie, ce qui nécessite de disposer d'une information la plus

fiable possible sur le minerai a étudié. Le but visé est d’obtenir un éventail d’échantillons

représentatifs qui reflètent toutes les caractéristiques physiques et chimiques de l’ensemble du

site étudié.

Le but de l’échantillonnage est de permettre l’estimation la plus fiable de la valeur inconnue et

inaccessible d’une propriété d’un lot à partir d’un essai effectué sur un échantillon représentatif.

Les principales étapes qui caractérisent une démarche d’échantillonnage sont l’élaboration

d’une stratégie de prélèvement, le prélèvement des échantillons sur le site, la conservation

des échantillons et leur préparation pour les fins d’analyses. La valeur des résultats de la

caractérisation dépend de la réalisation adéquate de toutes ces étapes. [8]

III.3.1. Prélèvement des échantillons :

Les échantillons ont été prélevés in situ à la partie du périmètre de notre étude (quartier chagora

sud).notre compagnie d’échantillonnage c’est commencée par une galerie au jour du gisement,

Des échantillons d'environ (01 à 05 kg) sont prélevés, ces prélèvements ne sont effectués

que sur le corps minéralisé suivant une distance de 50m entre deux prélèvements.

Les lots d’échantillons sont étiquetés et stockés dans des sacs en plastiques doublés puis

envoyées vers le laboratoire minéralurgique du complexe pour leur préparation ainsi une

détermination préalable de la teneur moyenne en éléments majeurs ( fer).

III.3.2. Préparation des échantillons :

Après qu’ils ont subis un premier concassage par un concasseur à mâchoire de type

laboratoire , jusqu’à moins de 30 mm, une première homogénéisation parait nécessaire par effet

de l’hétérogénéité de minerai altéré présenté à la surface , les échantillons subissent un deuxième

concassage jusqu’à moins de 10 mm suivi d’une homogénéisation avant leur broyage par un

broyeur à boulets de type laboratoire.


52

Le produit issu du broyage est d’une granulométrie de (< à 3mm) suit une série d’opérations

d’homogénéisation et de quartage effectuée soigneusement pour éviter toute sorte d’erreurs

systématiques qui peuvent fausser les résultats, et afin d’avoir un échantillon plus

représentatif qu’il sera l’objet d’une analyse granulo-chimique et autres testes de séparation

minéralurgiques.

III.3.3. Analyse calorimétrique (Dosage du fer) :

III.3.3.1. Prise des échantillons:

On prendre plusieurs échantillons a partir des trous de profondeur 15m .ces trous sont de

dimensions 3m a le gradin et 3m entre deux trous.

D’autre on a un deuxième échantillon a partir des vaguons .dans se cas on prendre plusieurs

rames (20 a24 rame).

Finalement, on garder une quantité de 30kg a 50kg pour la préparation d’échantillons à l’analyse.

III.3.3.2. préparation des échantillons aux analyses :

La préparation d’échantillon à l’analyse se fait aux étapes suivantes :

1-on prendre un poids d’échantillon primaire de 1000a 2000 g (1a2kg).

2- On fait un tamisage a se poids, le refus de cette opération se concasser dans un concasseur

mâchoire.

3-après le concassage et tamisage on obtient un mélange.

4-mètre le mélange dans un diviseur a chaque fois on garder la partie droit et renouveler

l’opération.

5-on garder 50g pour chaque trou.

6-mètre dans une chaud de 105 c reste les 2 heurs pour jette de H2o.

7-refroidissement.

8-broyage a o.80µ.

9-après mètre dans une galette qui lui divisé se produit.

10-dans une creusé on prendre une mélange de100g a0.80µ.


53

Figure N°20: Echantillons broyés du minerai de fer.

III.3.3.3. l’analyse :

les réactifs :

- Acide chlorhydrique.

- chlorure d’étain.

- eau neutralisé.

- chlorure de mercure.

- Acide H2SO4.

- Acide ortho phosphorique.

- éthylène diamine sulfonâtes de baryum/sodium.

- bichromate de potacium.


54

Figure N°21 : Acides utilisées pour l’analyse.

Mode opératoire :

- peser 0.25g de minerai broyé a 80µ.

- mettre dans un erlenmyer.

- ajouter de30 a 50 ml d’acide chloridrique 37°.

- mettre sur plaque chauffante jusqu'à dissolutions total.

- réduire avec chlorure d’étain jusqu'à NB la réduction se faite a chaud.

- refroidir avec de l’eau distillée jusqu'à 100 ml a 150ml.

- ajouter 5ml chlorure de mercure.

- ajouter 5 ml mélange acide H2SO4/H3PO4.

- ajouter 1 ml diphénylamine sulfonâtes de baryum.

- titrer a l’aide de bichromates de potassium.

Pour obtenir la teneur on applique la formule :

en (%). Ou : Fe = K * V


55

K : constante calcule pratique de la solution K2Cr2O7 (1.92).

V : volume utilisé.

Calcul de la teneur de minerai de fer :

% de fer : K * V = 1.92 *24.6 = 45.23 %

III.4. ÉTUDE DES PROPRIETES DES CONSTITUANTS DU MINERAI : [9]

Après une étude minéralogique, les résultats auxquels nous avons abouti, nous ont permis de

connaitre les principaux constituants de minerai, à savoir :

Pour les minéraux de fer, Hématite, goethite.

Pour les minéraux de gangue : Quartz, calcite, dolomite.

III.4.1.Dureté :

La dureté des minéraux de l’Ouenza (quartier chagora sud) varie entre 3 et 7 ; et se rapporte

par conséquent aux roches dures et de moyenne dureté.

Sur la base de cette propriété on constate que la libération des minéraux par les résultats

escomptés du moment qu’après concassage sélectif, on obtient un mélange :

a) Pour les minéraux à moyenne dureté ; la distribution revient pour le fer : goethite ;

b) Pour les minéraux durs : la distribution rassemble autour du fer l’hématite et la dolomite;

pour la gangue : le quartz.

III.4.2.Densité :

La densité du minerai analysé est située dans l’intervalle de 2,5 à 5,3. Les densités des

minéraux étant proches, l’éventualité d’une séparation gravimétrique n’est pas envisageable.

Les résultats des densités et duretés sont relevés du rapport de Département Etude et

Développement (DED) de la mine de l’Ouenza :


56

Tableau N°19: Distribution des minéraux en fonction de densité

Fraction de densité

< 3,4 Gangue : Quartz, Calcite

3,4 – 4,1 Fer : Sidérose, Limonite

Cuivre : Malachite, Azurite

4,1 – 4,7 Cuivre : Tétraédrite

Gangue : Barytine

> 4,7 Fer : Hématite, Pyrite

Cuivre : Tétraédrite

III.4.3.Conductibilité électrique:

Minerai de fer : Hématite, Sidérose, limonite, Pyrite. Semi-conducteur, on voit que la séparation

électrostatique est une éventualité à écarter.

III.4.4.Susceptibilité magnétique :

La séparation magnétique utilise les différences entre les minéraux dans leur réponse à un

domaine magnétique.


57

Tableau N°20: Susceptibilités magnétiques spécifiques c de quelques minéraux (c > 0)

ou diamagnétiques (c < 0). [8]

Minéraux Formule chimique

c (en 10- 6 m3/kg)

Minéraux Formule chimique

c (en 10- 6

m3/kg) Sulfures Carbonates

Pyrite FeS2 0,004 à 0,013

Sidérose FeCO3 1,06 à 1,30

Marcassite FeS2 0,004 à 0,013

Rhodochrosite MnCO3 1,31 à 1,34

Millerite NiS 0,003 à 0,048

Magnésite MgCO3 - 4,83

Chalcopyrite

CuFeS2 0,011 à 0,055

Calcite CaCO3 - 4,80

Bornite Cu3 FeS4 0,092 à 0,100

Cérusite PbCO3 - 2,88

Sphalérite ZnS - 3,27

Molybdénite

MoS2 - 6,05 Sulfates

Argentite Ag2 S2 - 3,71 Anhydrite CaSO4 - 4,47

Stibine Sb2 S2 - 3,17 Gypse CaSO4, 2 H2 O - 5,33

Cinabre HgS - 2,99 Smithsonite ZnSO4 - 3,41

Galène PbS - 4,40 Barytine BaSO4 - 3,84

Anglésite PbSO4 - 2,89

Oxydes

Cuprite Cu2 O - 1,76 Arséniure

Zincite ZnO - 4,29 Nickeline NiAs 0,005 à 0,011 Cassitérite SnO2 - 2,83

Goethite Fe2 O3, H2 O 0,38 à 0,46 Silicates

Manganite MnOOH 0,36 à 0,50 Olivine (Mg,Fe)2 SiO4 0,11 à 1,26

Braunite (Mn,Si)O2, MnO

1,12 à 2,25 Orthopyroxène

(Mg,Fe)SiO3 0,04 à 0,92

Pyrolusite MnO2 0,30 à 0,48 Monopyroxène

Ca(Mg,Fe)(SiO3 )2 0,08 à 0,80

Wolframite (Fe, Mn)WO4 0,40 à 0,53 Amphilobe Silicate hydraté complexe

0,08 à 1,13

Chromite Cr2 O3 , FeO 0,32 à 0,38 Biotite K(Mg,Fe)3 AlSi3 O11 ,H2 O

0,05 à 0,98

Hématite Fe2 O3 0,5 à 3,8 Cordiérite (Mg,Fe)2 Al4 Si5 O18

0,08 à 0,41

Limonite Fe2 O3 , H2 O 0,25 à 0,76 Grenat (Ca,Mg,F,Mn)3 (Al,Fe,Cr)2 (SiO4 )3

0,14 à 0,95

Rutile TiO2 0,012 à 0,05 Rhodonite (Mn,Ca)SiO3 0,67 à 1,10

Anatase TiO2 0,003 Dioptase CuSiO3 ,H2 O 0,106 à 0,111 Ilménite (Fe,Mg,Mn)TiO

3 0,2 à 1,5 Garniérite (Ni,Mg)SiO3 ,H2 O 0,38 à 0,39


58

Il est connu que les minéraux sont classés selon leur susceptibilité magnétique en trois

groupes, à savoir : les ferromagnétiques, les paramagnétique et les diamagnétiques.

En se basant sur la susceptibilité magnétique d’après Frantz, on remarque que les minéraux

analysés appartiennent aux deux derniers groupes :

Les paramagnétiques: Hématite, goethite.

Les diamagnétiques : comme la pyrite et pour la gangue : le quartz, la calcite et la

dolomite.

Ainsi, on entrevoit que ce critère peut contribuer à séparer les minéraux paramagnétiques de leur

gangue. La séparation magnétique est l’une des opérations d’unité la plus importante pour

l’enrichissement des minerais de fer. Actuellement, il n’y a pas de méthode compétitive plus

intéressante. La séparation magnétique est souvent caractérisée par des bas couts d’exécution et

d’investissements.

III.4.5.Flottabilité :

La flottation est fondée sur les propriétés physico-chimiques de la surface des minéraux. En effet,

certains minéraux plongés dans un liquide sont hydrophobes, leur surface ne mouille pas et qui

remontent à la surface du bain. D’autres espèces minérales, par contre, sont hydrophobes, elles ne

suivent pas les bulles d’air et restent en suspension dans le bain.

Le professeur Eigueless K. a classé les différents minéraux en sept groupes de flottabilité.

La flottation est la méthode d’enrichissement de minerai la plus utilisée dans le monde. On

l’emploie industriellement pour concentrer les minéraux de toutes les substances minérales

métalliques et non métalliques, particulièrement les minéraux sulfurés qui constituent la fraction

la plus importante des ressources minérales exploitables.

Tableau N°21: Classification des métaux selon leur flottabilité.

Groupe Minéraux

I Minéraux non polaire possèdent une grande flottabilité naturelle

II Métaux natifs et sulfures des métaux non ferreux. ferreux et rares

III Oxydes, carbonates et sulfates des métaux non ferreux

IV Carbonate des métaux ferreux et sels des métaux alcalino-terreux

V Oxydes de fer, de manganèse et de chrome.

VI Quartz et minéraux siliceux

VII Sels

CHAPITRE IV Schéma proposé pour l’enrichissement du minerai de fer

60

IV.1.Schéma de préparation mécanique proposé :

Figure N°22 : Schéma de préparation mécanique proposé

TV ;Q1=91,21t/h

γ1=100%

Criblage L1=100mm

Q2=29,61t/h Q3=61,6t/h

γ2=32,50% γ3=67,50%

S1= 58,8mm

Q4=61,6t/h

γ 4=67,50%

Q5=91,21t/h ; γ5=100%

Q6=237,15t/h ;γ6=260%

Criblage L2=8mm

Q7=91,21% Q8=145,94t/h

γ7=100% γ8=160%

S2=3mm

Q9=145,94% ;γ9=160%

Q11=638,47t/h

γ11=700%

Q10=638,47t/h

γ10=700%

Classification

Q13=91,21t/h Q12=547,26t/h

γ13=100% γ12=600%

C

C

B


61

IV.2. Partie calcul [10]

Données de départ :

D max = 400 mm

α = 41,9%

On à :Q=14710289T pendant 28ans

Production annuelle Qan = 525367,5 t

Densité foisonnée = 3,94 t/m3

Coefficient de foisonnement =1,75

IV.2.1.Calcul du schéma de concassage et de broyage et choix des équipements (Calcul

préalable) :

1- On détermine la production théorique d'un atelier de concassage.

𝑄1 =𝑄.𝑀𝑏𝑛

𝑀𝑐𝑁𝑝𝑁ℎ t/h

Avec : M br = 5 jours ; Mc = 5 jours

N p = 2 postes ; N j = 240 jours

N h = 6 heures

𝑄 =𝑄𝑎𝑛

𝑁𝑗 =

525367 ,5

240= 2189 t/j

Alors : Q1=91,21 t/h

2- On trace la caractéristique de grosseur du T.V à l'aide du tableau suivant

Tableau N°22 : Caractéristique de grosseur du tout venant.

Rendement(%) Granulométrie en

fonction de Dmax Classes de la

grosseur (mm)

Rendement

partielle Y

Rendement de

cumule refus

(∑Y↙ )

Rendement de

cumule passant

(∑Y↗ ) -Dmax+3/4 Dmax -400+300 12 12 100 -3/4Dmax+1/2Dmax -300+200 15 27 88 -1/2Dmax+1/4Dmax -200+100 23 50 73 -1/4Dmax+1/8Dmax -100+50 20 70 50 -1/8Dmax+0 -50+0 30 100 30


62

0 100 200 300 400

0

20

40

60

80

100R

ende

men

t(%)

dimension(mm)

cumule refus

cumule passant

O r i g i n P r o 8 E v a l u a t i o n O r i g i n P r o 8 E v a l u a t i o n






Graphe01 : Caractéristique de grosseur du tout venant .

3-On fixe les degrés de concassage pour chaque étage de concassage

* Le degré général est égal à :

𝑖𝑔 =𝐷𝑚𝑎𝑥

𝑑𝑚𝑎𝑥=

400

8= 50

* Pour les concasseurs à cônes où à mâchoires à concassage grossier du premier étage

i1 = 3 ÷ 5 donc on fixe i1=4

* Pour le deuxième étage :

i g = i1. i2 => 𝐢𝟐 =𝐢𝐠

𝐢𝟏=

𝟓𝟎

𝟒= 𝟏𝟐, 𝟓

3- On détermine les dimensions des morceaux maximums :

𝒅𝟓 =𝒅𝟏

𝒊𝟏=

𝟒𝟎𝟎

𝟒= 𝟏𝟎𝟎𝐦𝐦

𝒅𝟗 =𝒅𝟏

𝒊𝟏. 𝒊𝟐=

𝟒𝟎𝟎

𝟒. 𝟏𝟐, 𝟓= 𝟖𝒎𝒎

4- Les dimensions des fentes de déchargement des concasseurs

Pour minerai dur :

Z1 = 1,7 pour les concasseurs à mâchoires

Z2 = 3 pour les concasseurs à cônes a concassages intermédiaire


63

Alors: 𝑺𝟏 =𝒅𝟓

𝒁𝟏=

𝟏𝟎𝟎

𝟏,𝟕= 𝟓𝟖, 𝟖𝒎𝒎

𝑺𝟐 =𝒅𝟗

𝒁𝟐=

𝟖

𝟑= 𝟐, 𝟕𝒎𝒎

5- On détermine les dimensions des ouvertures de chargement des concasseurs (ces

ouvertures sont approximativement plus grandes que les dimensions de morceaux maximums

qui entre dans les concasseurs de (10 ÷ 20) %).

Alors : B1 = ( 1,1 ÷ l, 2) d1= 1,15 (400) = 460 mm

B2 = (1,1 ÷ 1,2) d5 = 1,15 (100) = 115 mm

6- On fixe les dimensions des ouvertures des cribles

L1 =d5= 100 mm

L2 =d9= 2,7 mm

7- On fixe l’efficacité des opérations de criblage

Pour le criblage préalable : E1 = (60 ÷70) % fixe E1 = 65 %

(Cribles à barreaux fixes)

E : efficacité

Pour le deuxième étage de criblage : E2 = 85 %

8- On détermine les poids des produits pour le 1er

étage de concassage

Q2 = B1- L1

. E1 .Q1

* On détermine la valeur B1Ll

d'après la caractéristique de grosseur du T. V

B1-L1

= B1-100

= 0,50

Q2=0,50. 0,65. 91,21=29,61t/h

Q3 = Q1-Q2 = 91,21-29,61=61,6t/h

Q3=Q4 =61,6 t/h

Q1 = Q2 + Q3 = Q5 = 91,21 t /h

* Pour la charge circulante γ9 d'un minerai dur γ 9 = (130 ÷ 160) % on prend

γ 9 = 160 % donc : Q9 = Q1. γ 9

Q9 = 1,6. (91,21) = 145,94 t/h


64

Q6 = Q5 + Q9 =91,21+145,94= 237,15 t/h

Q9 = Q8 = 145,94 t/h

Q7 = Q6 – Q8 = 237,15-145,94= 91,21 t/h =Q1

Tableau N°23 : Exigences aux concasseurs à la suite du calcul préalable.

Concasseur dimensions de l'ouverture

de chargement (mm)

Dimension de la fente de

déchargement (mm)

Capacité de

production t/h

1er étage 1

er étage B1=460 S1= 58,8 Q3 = 61,6

2er étage 2

ème étage B2 = 115 S2 = 2,7 Q8= 145,94

Tableau N°24: Le choix des concasseurs.

Type et

dimensions

Nbr

et coeff

d'exploitation

Débit ; t/h Puissance

CMD

CMS

6X9

Nbr

Ke L'un Total L'un T Total

1 0,67 315 315 75 75

CCCI

1200A

2 0,80 52,5 105 75 150

Coefficient d’exploitation

1) pour CMS 𝑲𝟏𝒆 =𝑸𝟑

𝒏𝑸𝟏=

𝟔𝟏,𝟔

𝟗𝟏,𝟐𝟏=0,67

2) pour CCCI 𝑲𝟐𝒆 =𝑸𝟖

𝒏𝑸𝟏=

𝟏𝟒𝟓,𝟗𝟒

𝟏𝟖𝟐,𝟒𝟐=0,80

IV.2.2.Calcul final du schéma de concassage et choix des équipements :

1- On fixe les fentes de sortie d'après le calcul préalable

S1 = 58,8 mm

S2 = 2,7 mm

2- On détermine les dimensions des morceaux maximums du minerai d’après le concassage

dans chaque étage :

D4= S1. Z1 = 58, 8. 1, 7=99, 9 mm => d 4 = 100 mm

* D9 = dmax=8mm

3- On calcule les degrés de concassage


65

i1=D max/d5=400/100=4

i2=d5/d9=100/8=12,5

4- On fixe les dimensions des ouvertures des cribles et les efficacités de criblages dans

chaque étage

d5 > L1 > S1

100≥ 100 ≥58,8 donc L1=100 mm

d9 ≥ L2 ≥ S2 donc L2 = 8 mm

Avec : E1 = 65 % efficacité de criblage dans le premier étage E2 = 85 % efficacité de

criblage dans le deuxième étage

5- On détermine les poids des produits 2 et 3 et leurs rendements :

Q1=Q1.B1-L1

. E1

E1=0,65

B1-L

1=B1-100

=0,50

Donc : Q2 = 91,21. 0,50. 0,65 =29 ,64 t/h

Q3 = Q1 - Q2 = 91,21– 29,64 = 61,57 t/h

6- On calcule les rendements :

γ2=Q2/Q1.100=29,64/91,21.100=32,50%

γ3=Q3/Q1.100=61,57/91,21.100=67,50%

7- On calcule la composition granulométrique du produit 5, pour cela il faut trouver la

caractéristique de grosseur du produit 4

On compose le tableau dont la forme est analogique à celle des produits brut (T. V).

-La composition granulométrique du produit 5 est calculée comme un mélange des

produits 2 et 4 d'après la formule suivante :

1

44225

..

Q

BQBQB

ddd


66

8- On trace la caractéristique de grosseur du produit 4 avec S1 = 58,8mm

Tableau N°25: Caractéristique de grosseur du produit 4.

Tranches

granulométriques en

fraction de S1

Tranches


(mm)

Rendement %

+2 S1 +117,6 Rendement

partielle Y

Rendement de

cumule refus

(∑Y↙ )

Rendement de

cumule

passant

(∑Y↗ )

- 2 S1 + 1,75 S1 - 117,6 + 102,9 2 2 100

100

99

95

75

40

20

- 1,75 S1 + 1,5 S1 -102,9 +88,2 3 5

- 1,5 S1 + S1 -88,2 + 58,8 20 25

- S 1 + 0,75 S1 - 58,8 + 44,1 20 45

- 0,75 S1 + 0,5 S1 -44,1 +29,4 15 60

- 0,5 S1 + 0.25 S1 - 29,4 +14,7 20 80

- 0,25 S1 + 0 - 14,7 + 0 20 100

Total _ 100 _ 0


67

D'après ce tableau, on trace la caractéristique de grosseur du produit concassé du premier

stade.

0 20 40 60 80 100 120

0

20

40

60

80

100

rend

emen

t(%)

dimension(mm)

cumule refus

cumule passant







Graphe02 : Caractéristique de grosseur du produit 4.

9- Pour tracer la caractéristique de grosseur du produit 5, il faut prendre 5 points

B5-100

; B5-50

; B5-25

; B5-12

; B5-6

Nous avons E 1-L

1=0,65

Donc : B5-d

=B1-d

. E1+ (1-B1-L

. E1-L

) B4-d

* B1-100

= 0,50=50% ce qui correspond à B4-100

=0,98=98%

* B1-50


=0,84=84%

*B1-2 5

=0,16=16% ce qui correspond à B4-25

= 0,34=34%

* B1-12


= 0,17=17%

* B1-6


= 0,08=8%

10- On calcule les teneurs du produit 5 :

* B5

-L=B1

-L.E+ (1-B1

-L1.E1

-L1).B4

-L

* B5-100

= 1 =100%

* B5-50

=0,57= 57%

* B5-25

=0,33 = 33%

* B5-12

=0,17 = 17%

* B5-6

=0,07 = 7%

A l'aide de ces valeurs on trace la caractéristique de grosseur du produit 5 :


68


Rendement(%)

Classes de la

grosseur (mm)

Rendement

partielle Y

Rendement de

cumule refus

(∑Y↙ )

Rendement de

cumule passant

(∑Y↗ )

-100+50 43 43 100

-50+25 18 61 57

-25+12 22 83 39

-12+6 10 93 17

-6+0 7 100 7

0 20 40 60 80 100

0

20

40

60

80

100

rend

emen

t(%)

dimension(mm)

cumule refus

cumule passant







Graphe 03 : Caractéristique de grosseur du produit 5.

11- On détermine les poids des produits 6, 7, 8 et 9 et leurs rendements :

Nous avons :

* Q7 = Q5 = Q1→Q7=91,21 t/h

* Q9 = Q8 →Q9=145,94t/h

* Q6 = Q5 + Q9 =91,21+145,94=237,15t/h→ Q6= 237,15 t/h


69

* 𝛄𝟔 =𝐐𝟔

𝐐𝟏. 𝟏𝟎𝟎 =

𝟐𝟑𝟕,𝟏𝟓

𝟗𝟏,𝟐𝟏. 𝟏𝟎𝟎 = 𝟐𝟔𝟎%

∗ 𝛄𝟕 =𝐐𝟕

𝐐𝟏. 𝟏𝟎𝟎 =

𝟗𝟏,𝟐𝟏

𝟗𝟏,𝟐𝟏. 𝟏𝟎𝟎 = 𝟏𝟎𝟎%

* 𝛄𝟖 =𝐐𝟖

𝐐𝟏. 𝟏𝟎𝟎 =

𝟏𝟒𝟓,𝟗𝟒

𝟗𝟏,𝟐𝟏. 𝟏𝟎𝟎 = 𝟏𝟔𝟎%

12- On choisit finalement le concasseur du premier étage. Pour ce choix, il faut déterminer

les facteurs suivants :

Qualité de la matière à concasser.

* Dimensions maximales des morceaux.

*B1= 460mm

*D ma x= 400 mm

* S1 = 58,8 mm

* Q3 = 61,6 t/h

D'après ces données, on installe au premier étage de concassage un concasseur à

mâchoires à simple effet CMS 6 x 9

13- On calcul le nombre de concasseurs nécessaires au 1ére

étage.

N =Q

Qc=

61,6

87,5= 0,70≈1

Donc on installe un concasseur pour le 1ére

étage (CMS 6X9)

B2=115 mm ; Q8 = 145,94 t/h

δ=1,75 ; d max = 8mm

14- On détermine le débit du concasseur

S = 3 mm

S max = 25 mm; Q max = 85m3/ h

S min = 8 mm; Q min = 30m3/ h

Q c = Q s. δ

Avec : 𝑸𝒔 = 𝑸𝒎𝒂𝒙 −𝑸𝒎𝒂𝒙−𝑸𝒎𝒊𝒏

𝑺𝒎𝒂𝒙−𝑺𝒎𝒊𝒏 𝑺𝒎𝒂𝒙 − 𝑺𝒎𝒊𝒏 =𝟖𝟓 −

𝟖𝟓−𝟑𝟎

𝟐𝟓−𝟖 𝟐𝟓 − 𝟖 =30m

3/h

Qs=30m3/h

Donc : Q c = 30. 1,75 => Q c = 52,5t /h


70

15- On calcul le nombre de concasseurs nécessaires au 2ème

étage.

N =Q

Qc=

145,94

52,5= 2,5≈2

Donc on installe deux concasseurs au 2ème

étage du type CCCI1200 A.

16- Caractéristiques des concasseurs qu'il faut installer au 1er

et 2ème

étage de concassage.

Au premier étage donc on installe un concasseur à mâchoires à simple

effet CMS 6X 9

Tableau N°27: Paramètre de concasseur à mâchoires à double effet CMS 6x 9.

Paramètres CMS

6X9

Dimension de l’ouverture de chargement (BXL), mm 600X900

Dimension du morceau maximal a l’alimentation Dmax, mm 510

Largeur nominale de l’ouverture de déchargement (a la position de

déchargement), mm

100

March de la mâchoire S1 mm 29

Nombre des mouvements de la mâchoire mobile par minute n 275

Excentricité de l’arbre e, mm 29

Angle de prise Ѳ1 grade 20

Capacité nominale a largeur nominale de l’ouverture (au concassage

du matériau de la dureté moyenne) Qnom, m3/h

50

Puissance du moteur électrique Nm, KW 75

Masse du concasseur sans équipements électriques, t 24,3

Au deuxième étage de concassage on installe deux concasseurs à cônes à concassage

intermédiaires CCCI 1200A.


71

Tableau N°28 : paramètre de concasseurs à cônes à concassage intermédiaires CCCI 1200A.

Paramètres C C CI

1200 A

Diamètre de base du cône mobile mm, 1200

Largeur de l’ouverture de chargement mm, 115

Largeur de l’ouverture de déchargement mm (étendue de réglage) 8-25

Dimension du morceau maximal à l’alimentation Dmax, mm 100

Nombre de mouvement du cône mobile par minute 260

Capacité, m3/h 30-85

Puissance du moteur électrique Nm, KW 75

Masse du concasseur sans équipements électriques, t 28,2


72

17-On trace la caractéristique de grosseur du produit 8 (produit concassé du 2ème

stade de

concassage) S2 = 3 mm.


Tranches


fraction de S1

Tranches


(mm)

Rendement %

Rendement

partielle Y

Rendement de

cumule refus

(∑Y↙ )

Rendement de

cumule

passant

(∑Y↗ )

+2,5S2 +7,5 3 3 100

97

92

86

70

60

50

20

5

- 2,5 S2 + 2 ,25 S2 -7,5 +6,75 5 8

- 2,25 S2 +2 S2 -6,75 + 6 6 14

- 2 S 2 + 1,5 S2 - 6 + 4,5 16 30

- 1,5 S2 + 1,25S2 -4,5 +3,75 10 40

- 1,25 S2 + S2 - 3,75 +3 10 50

- S2

- 0,5S2

- 0,25S2

+ 0,5 S2

+ 0,25S2

+ 0

- 3

- 1,5

-0,75

+ 1,5

+ 0,75

+ 0

30

15

5

80

95

100

Total _ 100 _ 0


73

0 2 4 6 8

0

20

40

60

80

100

rend

emen

t(%)

dimension(mm)

cumule refus

cumule passant







Graphe 04: Caractéristique de grosseur de produit 8

18-On trace la caractéristique de grosseur du produit 9, pour cela, il faut prendre

4 points 25 ; 7, 5, 3, et 4, le produit 9 est un mélange des produits 5 et 8 pour

calculer les teneurs du produit 9, on applique la formule suivante :

𝐵9−𝑑 =

(𝑄5𝐵5−𝑑+𝑄8𝐵8

−𝑑)

𝑄5+𝑄8

𝐵9−𝑑= B5

-d .E2

-L2 + (1- B5

-L2 . E2

-L2).B8

-d ; E2

-L2= E2

-20=0, 85 ; B5

-L2= B5

-3=0,03

-B 5-25

= 0,4 =40% ce qui correspond à B8-25

= 1=100%

- B5-7


= 0,95=95%

- B5-5


= 0,75=75 %

- B5-3

= 0,03=3 % ce qui correspond à B8-3

= 0,50=50 %

- B5-1

= 0,007=0,7 % ce qui correspond à B8-1

= 0,11=11 %

-on calcul les teneurs de produit 9 :

B9-25

=1,1≈1=100%

B9-7

=1,01=1%

B9-5

=0,73=73%

B9-3

=0,45=51%

B9-1

=0,11=11%


74

A l’aide de ces valeurs ; on trace la caractéristique de grosseur du produit 9 :


Rendement(%)

Classes de la

grosseur (mm)

Rendement

partielle Y

Rendement de

cumule refus

(∑Y↙ )

Rendement de

cumule passant

(∑Y↗ )

-25+7 0 0 100

-7+5 0 0 100

-5+3 27 27 73

-3+1 22 49 51

-1+0 40 89 11

0 5 10 15 20 25

0

20

40

60

80

100

rend

emen

t(%)

dimension(mm)

cumule refus

cumule passant







Graphe 05: Caractéristique de grosseur de produit 9.


75

IV.2.3.Calcul du Criblage :

1- Pour le premier stade de concassage et avant le concassage grossier, on installe un criblage

à barreau dont la surface est calculée par la formule :

S = B. L en m2.

Ou B= (2d1 + 100) en m.

Alors : B = 2 x 400 + 100 = 900 mm = 0,9 m

et L = 2B

Donc : L = 2 x 0,9 = 1,8 m

Alors : S = B x L = 0 , 9 x 1 , 8 = 1,62 m2

2- Pour la surface de criblage nécessaire pour les cribles dans le 2ème

stade de concassage on

applique la formule suivante :

𝐹 =𝑄

𝑞 .𝛿 .𝐾.𝐿.𝑚 .𝑛 .𝑜 .𝑝 𝑚2

O n a : Q = Q5 = 91,21t / h .

δ = 1,75t / m3.

q = 7 m3/m

2 h (L2 = 3 m m)

n = 1 pour matériaux concassés

p = 1 pour l'ouverture du tamis

m = 1,4

O = 1

K=0,3

L = 0,94

Donc : F = 91,21

7.1,75.1,62.0,94.1,4.1.1.1 =3,5≈4 m

2

3- On détermine le nombre de crible qu'il faut installer

𝑵 =𝑭

𝑺=

𝟒

𝟏,𝟔𝟐= 2,5 N=3

S : surface de criblage choisie (CIL-42)

Il faut prendre 3 cribles


76

Caractéristiques des cribles :

- Type: CIL-42

Dimension du tamis

- Largeur : 1,5 m

- Longueur : 3,0 m

- Surface de criblage S = 4 m2

- Capacité : 850 t/h.

Dimension de l'ouverture du tamis (mm)

- Supérieure : 40 - 25 - 20

- Inférieure : 25 -20 -16 -12

Figure N°23 : Caractéristiques du crible

IV.3. Calcul du schéma de broyage et choix des équipements [10]:

Figure N°24 : Schéma de broyage et choix des équipements

1- On détermine les poids et les rendements des produits 7; 10; 11;12 et 13

Donc : Q7 = Qbr = Q1 = 91,21 t / h ; Q7 = Qbr = 91,21 t / h

2- La charge circulante pour un minerai dur est comprise

Entre (500 / 700) %

On fixe C = 600 %

Donc : Q12 = C. Q7 = 6.91, 21 = 547,26 t/h

Q10 = Q7 + Q12 = 91,21 + 547,26 = 638,47 t/h

Q11 = Q10 = 638,47 t/h

Q13 = Q11 - Q12 = 638,47 – 547,26 = 91,21 t / h =Q1

𝛾7 =𝑄7

𝑄1. 100 =

91,21

91,21. 100 = 100%

Broyage

Classification

13 - + 12

7

10


77

𝛾10 =𝑄10

𝑄1. 100 =

638,47

91,21. 100 = 700%

𝛾12 =𝑄12

𝑄1. 100 =

547,26

91,21. 100 = 600%

𝛾13 =𝑄13

𝑄1. 100 =

91,21

91,21. 100 = 100%

3-En fonction de la productivité de la l’usine d’enrichissement il faut

choisir pour une Comparaison de 3 ou 4 types de broyeurs avec les

différentes dimensions :

* On broyeur étalon 3600 x 4000.

* Les broyeurs choisis sont : 3600 x 5500

3200x4500

2700x3600

4-On détermine la production spécifique :

𝑞𝑒 =𝑄13 𝐵𝐹− 𝐵𝑚

𝑉 [t/m

3 .h]

Avec : Bm : teneur de la classe -0,074mm dans l’alimentation du broyeur Bm= 12 %

BF : la teneur de la classe -0,074mm dans le produit broyé Br = 75 %

V : volume de travaille du broyeur étalon V= 36 m3

Q13 = 2 9 , 1 6 t / h .

𝑞𝑒 =91,21 0,75−0,12

36=1t/m

3 h

Alors : qe = 1 t/m3.h

5-On détermine les productions spécifiques pour chaque broyeur

qs = qe .Kb . Kg . KD .Kt

Kb: coefficient prenant en considération la distinction en broyabilité du minerai qui est projeté

au traitement et du minerai étalon. Dans notre cas on peut prendre Kb=1

Kg : coefficient prenant en considération la distinction en grosseur de produit avant et après le

broyage en comparaison des conditions étalons. Kg=1

KD : coefficient prenant en considération la distinction en diamètre de broyeur calculé et de

broyeur étalon


78

𝐾𝐷 = 𝐷−0,15

𝐷𝑒−0,15

On à : Kg = 1

K b = l

KT=1,15

q e= 1 t / m3

. h

D e = 2 , 7 m

Donc : KD1= 3,6−0,15

2,7−0,15=1,16

KD2 = 3,2−0,15

2,7−0,15=0,87

KD3 = 2,7−0,15

2,7−0,15=1

Alors : q D1= 1,16. 1.1, 15.1.1=1,33 t/m3.h

q D2=0,87.1 .1, 15 .1.1= 1 t/m3.h

q D3=1.1,15.1.1.1=1,15t/m3.h

6- on détermine le débit en classe nouvellement formé :

Q = Q13 (BF – B m) = 91,21 (0,75-0,12)=57,46 t/h

7- on détermine les volumes des broyeurs :

𝑉𝑡1 =𝑄

𝑞𝐷1=

57,46

1,33= 43,20 𝑚3 ; 𝑉𝑡2 =

𝑄

𝑞𝐷2=

57,46

1= 57,46 𝑚3; 𝑉𝑡3 =

𝑄

𝑞𝐷2=

57,46

1,15= 49,96𝑚3

8- On calcule le nombre de broyeur nécessaire

*N b 1 = Vt1 /V b 1=43,20/49 = 0,88 ≈1

*N b 2=V t 2 /V b 2= 57,46/32 = 1,7≈2

*N b 3 = Vt3 /V b 3= 49,96/17,5 = 2,85≈3

Donc on installe un broyeur type 3600 x 5500BBG

Caractéristiques techniques des broyeurs choisis (broyeur à boulet à déchargement

par grille)


79

- Type BBG 3600 x 5500

- Volume nominale du tambour V = 49 m3

- Longueur du tambour 5500 mm

-Vitesse de rotation du tambour 18,12 tr / min

-Masse du broyeur sans équipements techniques 154,9 tonnes.

-Masse de la charge des boulets Mb= 94 tonnes.

Figure N°25: Caractéristiques de broyeur type 3600x5500

IV.4.CALCUL DES CLASSIFICATEURS [10] :

On détermine le diamètre du classificateur (on installe un classificateur à spirale immergée)

𝐷 = −0,07 + 0,11 𝑄𝑑

𝑚. 𝑎. 𝑏 𝑚

On à 𝑄𝑑 =𝑄13 .24

𝑛=

91,21.24

1= 2189,04 t/j

m=2

a=1

b=1

Donc :

𝐷 = −0,07 + 0,11 2189,04

2.1.1 = 3,57 𝑚 =3750mm

On installe un classificateur à spirales immergées

Type : 1 CSNI-30

* Nombre de spirales : 1

* Diamètre de la spirale : 3000 mm

* dimension de la cuve (en mm)

Largeur : 12500 mm

Longueur : 3200

* Vitesse de rotation des spirales (1,5 -3) tr / mm

* Puissance des moteurs électriques, KW :

Pour une commande des spirales : 20-28

Pour une montée des spirales : 2,8

-masse sans équipement électriques : 34,5

Figure N°26: Caractéristiques de classificateur (Type : 1 CSNI30)


80

SMBI : séparation magnétique a basse intensité

FM : fraction magnétique

FNM : fraction non magnétique

Figure N°27 : schéma de traitement proposé

Grillage

SMBI I

Contrôle

SMBI II

C B

Classificateur

β13= 44%

γ13= 100%

Gaz

Β14= 44,47%

γ14= 98,94%

β16=41,67 %

γ16= 167,13%

β17= 47,47%

γ17= 88%

β18= 35%

γ18= 79,13%

β19= 50,47%

γ19= 80%

β20=17,47%

γ20= 8%

β21=40%

γ21= 60,18%

β22=19,12%

γ22= 18,95%

FM FNM


81

IV.5.ANALYSE GRANULOMETRIQUE :

Le principe d’analyse consiste à classer les différents grains constituants l'échantillon en

utilisant une série de tamis, emboîtés les un sur les autres, dont les dimensions des ouvertures

sont décroissantes du haut vers le bas. Le minerai étudié est placé en partie supérieure des

tamis et les classements des grains s'obtiennent par le mouvement vibratoire horizontal, ainsi

que des secousses verticales, de la colonne de tamis a l’aide d’une tamiseuse

IV.5.1. Description de l'essai :

On emboite les tamis les uns sur les autres, dans un ordre tel que la progression des

ouvertures soit croissante du bas de la colonne vers le haut. En partie inférieure, on dispose

un fond étanche qui permettra de récupérer les fines. Un couvercle sera disposé en haut

de la colonne afin d'interdire toute perte de matériau pendant le tamisage.

On appellera tamisât le poids du matériau passant à travers un tamis donné et refus le

poids de matériau retenu par ce même tamis.

L’échantillon étudié est versé en haut de la colonne de tamis et celle-ci entre en vibration à

l'aide de la tamiseuse électrique. Le temps de tamisage varie avec le type de machine utilisé,

mais dépend également de la charge de matériau présente sur le tamis et son ouverture, dans

notre essai il est fixé à 15 minutes. Le refus du tamis ayant la plus grande maille est pesé.

Le refus du tamis immédiatement inférieur est pesé avec le refus précédent. Cette opération

est pour suivie pour tous les tamis pris dans l'ordre des ouvertures décroissantes. Ceci permet

de connaître la masse des refus cumulés Rn aux différents niveaux de la colonne de tamis.

Le tamisât présent sur le fond de la colonne du tamis est également pesé de la même

manière.

Figure N°28 : Tamiseuse électro-vibrante


82

Figure N°29: échantillon de la sidérose échantillon de l’hématite

IV.5.2. Expression des résultats de la courbe granulométrique :

Les résultats de la composition granulométrique de la sidérose sont représentés

dans le tableau suivant :

Tableau N°31: Résultats d’analyse granulométrique.

Tranches

Granulométriques

En (mm)

Poids en (g)

Rendements

Partiale ɣ

en (%)

Cumulée des

classes refus

∑ ɣ en (%)

Cumulée des

classes passées

∑ ɣ en (%)

+16 0 0 0 100

-16 +10 94 6.61 6.61 93.39

-10 +8 95.2 6.74 13.35 86.65

-8 +4 518.3 36.43 49.78 50.22

-4 +2 242.1 17.02 66.8 33.2

-2 +1 130,6 9.18 75.98 24.02

-1 +0 ,85 18 1.3 77.28 22.72

-0,85 +0,05 84,31 5.93 83.21 16.79

-0,05 +0 239 16,79 100 0

Total 1422,8 100 ---- ----


83

-2 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18

0

20

40

60

80

100

rend

emen

t(%)

dimension(mm)

cumule passant

cumule refus







Graphe06 : Courbe granulométrique de la sidérose.

Remarque :

D’après la courbe on résultant que les particules grosses plus que les particules fines donc le

minerai de la sidérose est un minerai dur.

Les résultats de la composition granulométrique de l’hématite :

Tableau N°32 : Résultats d’analyse granulométrique.

Tranches

Granulométriques

En (mm)

Poids en (g)

Rendements

Partiale ɣ

en (%)

Cumulée des

classes refus

∑ ɣ en (%)

Cumulée des

classes passées

∑ ɣ en (%)

+16 0 0 0 100

-16 +10 7,7 1 1 99

-10 +8 27.7 3 4 96

-8 +4 141.4 20 24 76

-4 +2 74.9 10 34 66

-2 +1 52,8 7 41 59

-1 +0 ,85 80 11 52 48

-0,85 +0,05 35 4 56 44

-0,05 +0 300,8 44 100 0

Total 650,7 100 ---- ----


84

-2 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18

0

20

40

60

80

100re

ndem

ent(%

)

dimension(mm)

cumule refus

cumule passant







Graphe07 : Courbe granulométrique de l’hématite.

Remarque :

D’après la courbe on résultant que les particules fines plus que les particules grosses donc le

minerai de l’hématite est un minerai tendre.

IV.6.GRILLAGE :

Le grillage du minerai permet d'obtenir un oxyde de fer débarrassé des impuretés.

IV.6.1.Donnée de base et appareils :

Four

Balance électrique

Echantillon de Fe2CO 3

Echantillon de Fe2O3

Echantillon de charbon

Port d’échantillon


85

IV.6.2.Calcul et présentation des résultats : -Pour la sidérose :

Masse de port d’échantillon vide =8,3 g

Masse de l’échantillon de FeCO3= 5g

Masse de (échantillon de FeCO3 + port d’échantillon) =13,3g

Avant le séchage :

Poids de FeCO3 =5g

Après le séchage :

Poids de FeCO3 m1= 4,72g

Après le grillage :

Poids de FeCO3 m2= 4,67g

La masse du charbon : m1 – m2 = 0.05g

4FeCO3 + O2→ 2Fe2O3 + 4CO2

-Pour l’hématite :

Masse de port d’échantillon vide =8,4 g

Masse de l’échantillon de Fe2O3= 47g

Masse de charbon= 3g

Après l’homogénéisation et le quartage (échantillon de Fe2O3+ C)= 5g

Masse de (échantillon + port d’échantillon) =13,4g

Quantité de charbon dans 5g du mélange :

On à : 50→3

5→X

Donc : X= 0,3g ; mc= 0, 3g


86

Avant le séchage :

Poids de Fe2O3+ C =5g

Après le séchage :

Poids de Fe2O3+ C ; m1= 4,62g

Après le grillage :

Poids de m2= 4,46g

La masse du charbon : m1 – m2 = 0.05g

IV.7. calcul du schéma de traitement : Donné de départ :

γ13 = 100% ; γ14 = 98,94% ; γ15 = 1,05% ; γ17 = 88% ; γ19 = 80%

β13 = 44% ; β14 = 44,47% ; β15 = 0% ; β18 = 35% ; β21 = 40% ;

IV.7.1.Calcule des rendements :

On a : γ17 = γ19 + γ20 donc γ20 = γ17 – γ19 = 88 – 80 = 8%

γ13 = γ15 + γ19 + γ22 donc γ22 = γ13 – γ15 – γ19 = 100 – 1,05 – 80 = 18,95%

Calcul γ21 :

On a γ16 = γ17+ γ18

γ16 = γ14+ γ21 + γ20

γ17+ γ20 = γ14+ γ21 + γ20

γ18 = γ21 + γ22 …………………….(1)

γ18. Β18 = γ21 β21 + γ22 β22 …………..(2)

On remplace (1) dans (2) :

(γ21 + γ22) β18 = γ21 β21 + γ22 β22

( β18 – β21) γ21 = γ22 β22 – γ22 β18

γ21 = γ22 β22 – γ22 β18

β18 − β21

β22 = γ13 β13 – γ19 β19

γ22 =

100 .44 – 80.50,47

18,95 = 19,12%

Donc γ21 = γ22 β22 – γ22 β18

β18 − β21 =

18,95.19,12 – 18,95 35

35 − 40 = 60,18%

γ18 = γ21 + γ22= 60,18 + 18,95 = 79,13%

γ16 = γ17 + γ18 = 88+ 79,13 = 167,13%


87

On suppose que les valeurs obtenus après séparation, bien sûr vu le degré d’extraction d’une

séparation varie de 3% à 4% généralement :

β13 = 44% ; β14 = 44,47% ; β15 = 0% ; β18 = 35% ; β21 = 40%

β17 = β14 + 3 = 44,47 + 3 = 47,47%

β19 = β17+ 3 = 50,47%

β16 = γ17 β17+ γ18 β18

γ16 =

88.47,47+ 79,13.35

167,13 = 41,67%

β20 = γ17 β17− γ19 β19

γ20 =

88.47,47+ 80.50,47

8 = 17,47%

β22 = γ13 β13 – γ19 β19

γ22 =

100 .44 – 80.50,47

18,95 = 19,12%

IV.7.2.Calcul de degré d’extraction :

εn =γn . βn

βi ; ε13 = 100%

ε14 =γ2 . β2

β1 =

98,95 . 44.47

44 ε14 = 100,77 %

ε15 =γ3 . β3

β1 =

1,05 . 0

44 ε15 = 0 %

ε16 =γ4 . β4

β1 =

167,13 . 41,67

44 ε16 = 158,26 %

ε17 =γ5 . β5

β1 =

88 . 47,47

44 ε17 = 94.91%

ε18 =γ6 . β6

β1 =

79,13 . 35

44 ε18 = 142.28 %

ε19 =γ7 . β7

β1 =

80 . 50,47

44 ε19 = 91,75 %

ε20 =γ8 . β8

β1 =

8 . 17,47

44 ε20 = 3,16 %

ε21 =γ9. β9

β1 =

60,18 . 40

44 ε21 = 54.69%

ε22 =γ10 . β10

β1 =

18,95 . 19,12

44 ε22 = 8.22 %

IV.7.3. Calcule de la productivité de chaque produit :

D’après la formule suivante :

γn= Qn

Q i . 100 ⇒ Qn=

γn

100 . Qi ; Q13 = 91,21 t/h

Q14= γ14

100 . Q14 =

98,94∗91,21

100 = 90,95 Q14= 90,95 t/h


88

Q15= γ15

100 . Qi =

1,05∗91,21

100 = 0,95 Q15= 0,95 t/h

Q16= γ16

100 . Qi =

167,13∗91,21

100 = 152,43 Q16= 152,43 t/h

Q17= γ17

100 . Qi =

88∗91,21

100 = 80,26 Q17= 80,26t/h

Q18= γ18

100 . Qi =

79,13∗91,21

100 = 72,17 Q18= 72,17 t/h

Q19= γ19

100 . Qi =

80∗91,21

100 = 72,96 Q19= 72,96 t/h

Q20= γ20

100 . Qi =

8∗91,21

100 = 7,29 Q20= 7,29 t/h

Q21= γ21

100 . Qi =

60,18∗91,21

100 = 54,89 Q21= 54,89 t/h

Q22= γ22

100 . Qi =

18,95∗91,21

100 = 17,28 Q22= 17,28 t/h

IV.7.4. Calcul des poids du fer dans chaque produit :

D’après la formule suivante :

Pn= Qn .βn

100 , t/h

P13= Q13 .β13

100 , t/h P13= 91,21.

44

100 P13=40.13 t/h

P14= Q14 .β14

100 , t/h P14= 90,95.

44,47

100 P14=40.44 t/h

P15= Q15 .β15

100 , t/h P15= 0,95.

0

100 P15=0 t/h

P16= Q16 .β16

100 , t/h P16= 152,43.

41,67

100 P16=63,51 t/h

P17= Q17 .β17

100 , t/h P17= 80,26.

47,47

100 P17=38,09 t/h

P18= Q18 .β18

100 , t/h P18= 72,17.

35

100 P18=25.26 t/h

P19= Q19 .β19

100 , t/h P19= 72,96.

50,47

100 P19=36.82 t/h

P20= Q20 .β20

100 , t/h P20= 7,29.

17,47

100 P20=1,27 t/h

P21= Q21 .β21

100 , t/h P21= 54,89.

40

100 P21=21.95 t/h

P22= Q22 .β22

100 , t/h P22= 17,28.

19,12

100 P22=3.30 t/h


89

Tableau N°33 : Tableau récapitulatif général des indices technologiques.

Produit

Q(T/h) γ(%) β(%) ε(%)

1

91,21 100 44 100

2

29,61 32,50 - -

3

61,6 67,50 - -

4

61,6 67,50 - -

5

91,21 100 - -

6

237,16 260 - -

7

91,21 100 - -

8

145,94 160 - -

9

145,94 160 - -

10

638,47 700 - -

11

638,47 700 - -

12

547,26 600 - -

13

91,21 100 44 100

14

90,95 98,94 44,47 100,77

15

0,95 1,05 0 0

16

152,43 167,13 41 ,67 158,26

17

80,26 88 47,47 94,91

18 72,17 79,13 35

142,28

19 72,96 80 50,47 91,75

20 7,29 8 17,47 3,16

21 54,89 60,18 40 54,69

22 17,28 18,95 19,12 8,22

CONCLUSION GENERALE

91

CONCLUSION GENERALE :

La consommation de fer en tant que matière première ne cesse d’augmenter, vu l’importance

de ce minerai dans l’industrie nationale et mondiale qui exigent une croissance de production

de cette matière en qualité et quantité.

Durant ces dernières années la production à diminué surtout en minerai riche en fer, ce

problème d’actualité n’a qu’une seule solution c’est d’enrichir le minerai pauvre et on

constante que cette approche de valorisation du minerai pauvre en fer n’a pas une grande

application dans notre pays par contre dans plusieurs pays à travers le monde l’enrichissement

et l’exploitation des minerais pauvre en fer est une pratique courante surtout le traitement de

minerai pauvre.

C’est le but de cette étude et d’après les résultats de calcul les différentes méthodes de

traitement du minerai de fer tel que la séparation gravimétrique, la flottation et la séparation

magnétique basse et haute intensité.

Sur la base de l’analyse des recherches effectuées sur le traitement des minerais fer sidéritique

Et avec touts les résultats essais obtenus on a pu retenir un schéma de traitement combiné

(Grillage 850°C et séparation magnétique à basse intensité), pour le minerai de fer sidéritique.

94

N° des

tableaux

Noms des tableaux page

Tableau N°01 Production mondiale en minerai de fer (MT)

1

Tableau N°02 Principaux types de minerai de fer

2

Tableau N°03 classements des entreprises minières suivant le mode

d’exploitation et la production annuelle en minerai de fer.

5

Tableau N°04 production du minerai de fer dans le monde arabe

6

Tableau N°05 l’évolution de la production du minerai de fer dans le monde

arabe

7

Tableau N°06 l’évolution de la production provient de la présence des

grandes réserves qui se trouve dans le monde arabe.

7

Tableau N°07 Des études de prévision des besoins en minerai de fer des pays

arabes ont été effectuée bas sur des ses statistiques.

8

Tableau N°08 Donne quelques caractéristiques des minerais algériens.

11

Tableau N°09 La Composition chimique moyenne du minerai de l’Ouenza 20

Tableau N°10 Etat des réserves géologiques au 31 décembre 2014 21

Tableau N°11 Etat des réserves exploitables au 31 décembre 2014: 22

Tableau N°12 Etat des réserves exploitables de minerai pauvre 22

Tableau N°13 Procédés minéralurgiques et leurs conditions et limites

d’utilisation.

32

Tableau N°14 domaine d’application granulométriques des principales

techniques de concentration sur Fe.

35

Tableau N°15 traitement sont particulièrement riches (Fe=43%) et sur out peu

siliceux

39

Tableau N°16 La SMHI à sec sur minerai lorrain. 42

Liste Des Tableaux

95

Tableau N°17 Enrichissement par GM suivi de SMBI de minerai de

Normandie.

43

Tableau N°18 comparaison du traitement par SMHI et du traitement par

GM+SMBI

44

Tableau N°19 Distribution des minéraux en fonction de densité 56

Tableau N°20 Susceptibilités magnétiques spécifiques c de quelques

minéraux (c > 0) ou diamagnétiques (c < 0).

57

Tableau N°21 Classification des métaux selon leur flottabilité. 58

Tableau N°22 Caractéristique de grosseur du tout venant 61

Tableau N°23 Exigences aux concasseurs à la suite du calcul préalable 64

Tableau N°24 Le choix des concasseurs. 64

Tableau N°25 Caractéristique de grosseur du produit4

66

Tableau N°26 Caractéristique de grosseur du produit 5 68

Tableau N°27 Paramètre de concasseur à mâchoires à double effet CMS 6x 9 70

Tableau N°28 paramètre de concasseurs à cônes à concassage intermédiaires

CCCI 1200A.

71

Tableau N°29 Caractéristique de grosseur du produit8

72

Tableau N°30 Caractéristique de grosseur du produit 9 74

Tableau N°31 Résultats d’analyse granulométrique de la

sidérose.

82

Tableau N°32 Résultats d’analyse granulométrique de l’hématite 83

Tableau N°33 Tableau récapitulatif général des indices technologiques. 89

96

N° des

figures

Nom des figures Page

01 les principaux gisements de fer en Algérie. 10

02 Minerai brut - Goethite 16

03 Minerai grillé 17

04 schéma d’enrichissement à sec du minerai de la Mourire. 21

05 schéma de l’atelier de SMHI de Metz ange. 24

06 schéma de l’atelier dépierrage magnétique de Segré 25

07 la mine de l’Ouenza 34

08 Collection Roches & Minéraux: LES CARBONATES 41

09 Collection Roches & Minéraux : Oxydes et Hydroxydes 42

10 Collection Roches & Minéraux : LES SULFATES 43

11 Collection Roches & Minéraux: Les ROCHES 43

12 camion CATERPILLAR type775F 44

13 la chargeuse CATERPILLAR TYPE988 H 45

14 convoyeur à bonde 45

15 Concasseur à cône 46

16 Schéma technologique d’extraction et de préparation du minerai de fer de

l’Ouenza

47

17 schéma de traitement des minerais de fer (hématite brune) : RUSSIE 51

18 schéma de traitement des minerais de fer oxydés RUSSIE 52

19 schéma de traitement des minerais hématuriques : FRANCE 53

20 Schéma de traitement des minerais de magnétite RUSSIE 54

21 Echantillons broyés du minerai de fer 57

22 Acides utilisées pour l’analyse 58

23 Schéma de préparation mécanique proposée 64

24 Caractéristiques du crible 80

Liste Des Figures

97

25 Schéma de broyage et choix des équipements 80

26 Caractéristiques de broyeur type 2700x3600 83

27 Caractéristiques de classificateur (Type : 1 CSNI30) 83

28 Schéma de traitement proposé 84

29 Tamiseuse électro-vibrante 85

30 échantillon de la sidérose et l’hématite 86

98

Page Noms des graphes Numéro

62 Caractéristique de grosseur du tout venant 01

67 Caractéristique de grosseur du produit4 02

68 Caractéristique de grosseur du produit 5

03

73 Caractéristique de grosseur de produit 8 04

74 Caractéristique de grosseur de produit 9

05

83 Courbe granulométrique de la sidérose 06

84 Courbe granulométrique de l’hématite 07

Liste Des Graphes

CHAPITRE I

L’évolution de la production du

minerai de fer

CHAPITRE II

Bref aperçu géographique et

géologique de la mine d’Ouenza.

CHAPITRE III

Traitement et Caractérisation du

minerai de fer d’Ouenza

CHAPITRE IV

Schéma proposé pour l’enrichissement

du minerai de fer

Listes des tableaux, figures

Et graphes

Introduction

Conclusion

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